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La présente invention concerne le traitement du minerai de fer, et en particulier de minerais de magnétite, pour la fabrication de fer métallique à partir de ces derniers. En particulier, l'invention concerne la fabrication de fer métallique à partir de minerais de magnétite sous forme particulaire finement divisée dans laquelle les particules de minerai sont projetées dans une flamme pendant le traitement et injectées dans un bain du four en venant frapper les produits de combustion sur la surface de ce bain.
On a fait un certain nombre de propositions pour la fusion de minerais particulaires. Dans certains de ces procédés de fusion antérieurs, au cas où l'on a recours à du minerai finement divisé, les particules de minerai sont soumises à une action de réduction, les particules étant en suspension dans un milieu ga- zeux réducteur à contre-courant. Un tel processus à contre-courant limite sévère- ment la vitesse de fusion du minerai en ayant recours à un four de dimension raisonnable, et nécessite également des structures de four importantes et coûteuses pour résister aux températures élevées qui règnent au cours de la mise en oeuvre d'un tel procédé. Ces limitations diminuent les possibilités d'une application pratique de ces propositions de fusion antérieures.
Dans un certain nombre de ces procédés de fusion de la technique antérieure, la réaction se produisant au cours de la réduction du minerai de fer en fer métallique est relativement lente en raison de l'application de charbon pulvé- rulent en tant que milieu combustible et en-tant que constituant réducteur.
Naturellement, il existe un grand nombre d'autres propositions de fusion, comprenant la technique des hauts-fourneaux biens connus et principalement appliquée. @ Il n'est pas nécessaire de décrire le fonctionnement du haut-fourneau bien connu.
Toutefois, on peut souligner que le coke utilisé dans les hauts-fourneaux, entre autres fonctions, sert à former dans le four une carcasse de support présentant une porosité suffisante pour permettre aux gaz de monter à travers le four.
Avec des minerais relativement fins mélàngés à la quantité nécessaire de castine en tant que flux, la charge se tasserait de façon trop prononcée dans le four pour permettre le passage nécessaire des gaz.
A la lumière des problèmes de fusion de minerai ci-dessus, la présente invention se propose de fournir principalement : @ un traitement rapide du minerai du fer sous forme particulaire finement divisée grâce à un procédé simple et avec un encombrement minimum de la structure -du four ; - un procédé amélioré du traitement des minerais de magnétite sous forme particulaire finement divisée pour fournir du fer métallique à partir de ces derniers ; - un appareil dans lequel le minerai de fer peut être traité rapidement tout en étant en suspension, et propulsé dans le produits de combustion pour en fournir du fer métallique, et assurer une séparation du fer métallique et de la scorie des constituants gazeux appliqués au traitement du minerai;
- un traitement du minerai de magnétite en soumettant initialement ce minerai à une action oxydante à une température d'au moins 1538 Co, et de préféren- ce comprise entre 1926 et 1980 C., puis à une action réductrice pour en obtenir du fer métallique; - un appareil de traitement du minerai de fer comportant un four du type à bain présentant un ensemble de brûleur dirigé vers le bas, le minerai à traiter étant introduit pour venir en contact intime avec les flammes ou les produits de combustion provenant de cet ensemble pour le traitement et pour être propulsé et être frappé sur la surface du bain par cette flamme ou produits de combustion ;
- un procédé et appareil de traitement du minerai de fer dans un four du type à bain suivant le paragraphe précédent, dans lequel le minerai est initia- lement introduit dans une première zone de traitement qui est de nature oxydante, une seconde zone de traitement étant prévue entre la première zone et le bain, un
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agent réducteur étant introduit dans la seconde zone ; - un procédé et un tel appareil à four du type à bain, dans lequel l'agent réducteur est préalablement chauffé avant d'être introduit dans la seconde zone, l'appareil fournissant une chambre de préchauffage entourant le brû- leur;
- dans le procédé et l'appareil de traitement des paragraphes précédents une séparation efficace des constituants gazeux du fer métallique et de la scorie à la surface du bain, en évacuant les gaz à sensiblement 82 C. dans le sens dans lequel les gaz viennent heurter la surfact du bain.
D'autres avantages et caractéristiques de l'invention ressortiront de la description qui va suivre faite en regard du dessin annexé, dans lequel la figure unique est une coupe schématique d'une structure de four selon la présente invention et dans laquelle le procédé de la présente invention peut être mis en oeuv
Avant de décrire en détail la structure particulière représentée sur le dessin, on peut se référer de façon générale aux particularités de fonctionnement d'ensemble de la présente invention. Suivant cette dernière, on introduit un mélan- ge comprenant principalement du minerai de magnétite et un flux approprié sous for- me particulaire finement divisée au centre d'une première zone de traitement d'une flamme de combustion dirigée vers le bas.
Le flux est de préférence de la chaux vive bien qu'on puisse avoir recours à de la castine broyée ou autre flux connu pour la fusion du minerai. La flamme est engendrée par la combustion de préférence d'un gaz naturel et de l'oxygène pour fournir les températures élevées et le chauf- fage rapide nécessaires pour le traitement du minerai. On a recours à une quantité d'oxygène en excès pour la combustion de façon que la flamme soit de nature oxydan- te.
Le minerai de magnétite (Fe3O4) réagit dans la flamme oxydante pour se combiner avec l'oxygène en excès afin de former de l'hématite ou oxyde ferrique (Fe2O3). Cette réaction est exothermique de sorte que la chaleur est libérée qui, avec la chaleur de combustion du combustible, fournit un chauffage rapide des particules de minerai. Lors d'un tel chauffage rapide, une calcination et un cra- quage des particules de minerai se produisent afin d'exposer une plus grande sur- face de contact à l'action de chauffage et en vue de l'action réductrice ultérieure,
Le mélange, comprenant les particules de minerai brisées, le fer étant sousforme d'oxyde ferrique, est propulsé avec les produits de combustion dans une seconde zone de traitement.
Dans cette dernière, un agent réducteur, de préférence du gaz naturel, est ajouté pour envelopper les produits de combustion et les mélan- ges entrainés par ces derniers, et descend en même temps que ces derniers en direc- tion de la surface d'un fer fondu et d'un bain de scorie, contre lesquels les produits de combustion viennent se heurter. Les particules de minerai fortement chauffées favorisent le craquage du gaz naturel en oxyde de carbone et hydrogène.
Ces constituants réduisent rapidement l'oxyde ferrique en fer métallique. Le flux introduit avec le minerai se combine avec les parties de gangue du minerai pour former la scorie, ainsi qu'on le sait en pratique.
La flamme ou produits de combustion dans lesquels le fer métallique et les constituants de scorie sont en suspension viennent frapper la surface du fer fondu et le bain de scorie, de sorte que le fer et les constituants de copie fondu sont injectés dans ce bain. Les constituants gazeux provenant des produits de combu; tion et de l'agent réducteur sont séparés immédiatement au voisinage de la surface du bain du fait qu'ils sont évacués vers l'extérieur et vers le haut à l'écart de la surface du bain. Le fer et la scorie:fondus peuvent être évacués séparément du bain.
Le dessin annexé représente un four de traitement de minerai suivant la présente invention. Il est évident que la structure particulière représentée n'est pas destinée à représenter un exemple d'un four à une échelle précise, atten- du que plusieurs des constituants sont représentés de façon quelque peu schématique
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La structure du four comprend un ensemble de four 10 représentant des parois comportant intérieurement une chambre de réduction 11 allongée verticalement.
La partie inférieure,de l'ensemble 10 comprend un socle 12 supportant un récipient 13 qui comporte dans sa surface supérieure une cavité 14 pour recevoir et retenir le fer et la scorie fondus à mesure qu'ils sont produitso Le socle 12 et le réci- pient 13 sont munis d'un trou de coulée 15 de scorie, et d'un trou de coulée 16 de fer fonduo Le fer et la scorie peuvent être évacués de façon intermittente ou continue par l'intermédiaire de ces trous de coulée, à volonté au cours du fonctionnement du four.
Il est évident qu'au cours du fonctionnement du four, le récipient 13 contenant le bain de fer et de scorie fondus est soumis continuellement à des températures élevées de sorte qu'une détérioration progressive de ce récipient se produit. Aussi, le socle fermant l'extrémité inférieure de l'ensemble du four est avantageusement séparable du reste du four pour permettre son enlèvement à des fins de réparation et de remplacement, ainsi que cela peut être nécessaire après une utilisation prolongée de l'appareil.
L'ensemble 10 comprend en outre une paroi de rideau 20 fournissant une surface interne 21 généralement cylindrique qui s'étend vers le bas en se terminant immédiatement au-dessus de la cavité 14 du bain de fer et de scorie fondus..
Cette surface interne 21 définit une partie principale de chambre 11.
La paroi de rideau 20 est supportée par des piliers 24 qui définissent les côtés des passages 25 de gaz d'évacuation s'étendant vers l'extérieur et vers le haut à partir de l'extrémité inférique de la paroi de rideau 20 pour conduire les constituants gazeux d'évacuation à partir de la chambre de réduction 11.
Ces passages 'étendent vers le haut sur le côté externe de la paroi de rideau 20 et débouchent en 26 dans un collecteur 27 dans lequel les particules de poussière entraînées par le gaz d'évacuation peuvent être séparées de ces derniers.
,Les gaz d'évacuation sont évacués du collecteur 27 par l'intermédiaire de conduites 28.
L'extrémité supérieure du four 10 présente un orifice cylindrique 30 communiquant avec la chambre 11 par une surface de paroi évasée ou conique vers le bas 31 qui raccorde l'extrémité inférieure de l'orifice 30 à l'extrémité supérieure de la surface de paroi 21
Un ensemble de brûleur 40 est monté sur le four 10 concentriquement à l'orifice 30. Comme représenté sur le dessin, l'ensemble debrûleur est supporté sur l'extrémité supérieure du four 10 par un boitier 41 qui forme un conduit annulaire 42 entourant l'enveloppe 43. de l'ensemble de brûleur Le bottier 41 est muni d'une conduite d'admission 44 pour introduire un agent réducteur tel que du gaz naturel, ainsi qu'on le décrit de façon plus détaillée ci-après.
Ainsi, l'agent réducteur eh passant par le conduit 42 est préalablement chauffé en venant en contact avec la paroi chaude de l'enveloppe 43, en fournissant en même temps un refroidisse- ment externe de l'enveloppe de la chambre de combustion à température élevée.
L'enveloppe 43 de l'ensemble de brûleur est divisé par une cloison 45 en un compartiment de mélange supérieur 46 et en une chambre réactionnelle 470 La cloison 45 présente un orifice central de Brûleur 48. On doit noter en outre que l'extrémité inférieure de l'enveloppe 43 définissant la chambre réactionnelle 47 est incurvée vers l'intérieur pour fournir une sortie étranglée 49 à l'extrémité la plus basse de l'ensemble de brûleur conduisant dans la chambre de réduction 11.
En se référant à la construction de l'ensemble de brûleur, et en parti- culier en considérant la construction de l'orifice 48 de brûleur de la chambre réactionnelle 47 et de l'orifice d'évacuation étranglée 49' la vitesse d'écoulement du fluide pour un fonctionnement correct du procédé de traitement de minerai doit ^être supérieure à la vitesse de propagation de la flamme connue,pour le mélange de combustible et d'oxygène en cours de combustion. Afin que la flamme ne soit pas " soufflée" à la vitesse nécessaire des produits de combustion pour réaliser le
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traitement du minerai, en doit prévoir un "allumage de volume" plutôt qu'un front de flamme dans la chambre réactionnelle 47.
On peut l'obtenir par une construction correcte de l'ensemble de brûleur, et l'introduction d'une turbulence réglée est susceptible d'être obtenue en ayant -,recours à des obstacles et épaulements dans le courant de fluideo Avec une chambre réactionnelle à brûleur de turbulence correctement proportionnée, la combustion peut être complète à. 90 % au moment où les produits de combustion quittent la chambi réactionnelle.
Comme représenté, le combustible tel que du gaz naturel est introduit dans le compartiment de mélange 46 par l'intermédiaire d'une conduite 50,et un milieu comburant tel que de l'oxygène est introduit dans le compartiment de mélange par l'intermédiaire d'une conduite 51.
L'ensemble de brûleur 40 présente un conduit central 55 à. l'extrémité supérieure de l'enveloppe 43 pour l'introduction du minerai de fer particulaire finement divisé à traiter. On doit noter que le conduit 55 décharge les particules de minerai immédiatement au-dessus de l'orifice 48 de brûleur de sorte que ces part: cules descendent à travers l'orifice et dans la flamme existant au-dessous de cet orifice. Ainsi, les particules de minerai, à mesure qu'elles sont introduites, sont disposées au centre et sont entièrement enveloppées par la flamme.
Le conduit 55 provient d'une trémie d'alimentation de minerai.
Un sas approprié étanche au gaz 57 est représenté comme étant disposé entre la tré- mie 56 et l'enveloppe 43 de brûleur pour permettre le déchargement du minerai particulaire dans le brûleur sans que la pression régnant dans le compartiment de mélange 46 s'échappe vers le haut par le conduit .22 et la trémie 56.
On peut prévoir un passage 60 pour recycler le fer métallique fondu dan: le bain de fer ainsi qu'on l'explique ci-aprèso
Ayant décrit les détails d'un four selon les sparticularités de la pré- sente invention, on peut se référer maintenant au procédé de traitement du fer tel qu'il est conduit dans un tel four pour fournir du fer métalliqueindu a partir de c minerai. En ayant recours au four décrit .ci-dessus, on introduit une charge de minerai particulaire finement divisé principalement de magnétite dans la trémie 56.
Le minerai est mélangé avec un flux approprié, de préférence de la chaux vive, pour se combiner au cours de la séparation de la gangue à partir du minerai en cours de traitemento La proportion de flux et sa composition peuvent être déterminé suivant les principes connus de fusion de minerai de fer, afin d'écumer correctemen' la silice etc...., contenue dans le minerai de fer en cours de traitemento
Ainsi qu'on le sait, on peut concentrer le minerai de magnétite par des procédés de séparation magnétiqueso Au cours du procédé de traitement du minera : de la présente invention, on doit avoir recours de préférence à un minerai de magnétite concentré contenant au moins 60 % de fer, et avantageusement moins de 10 de silice à l'état essentiellement sec.
Au cours du chauffage extrêmement rapide auquel le minerai est soumis dans la chambre réactionnelle, l'application d'une magnétite cristalline dure est particulièrement bien appropriée pour être traitée par le procédé. Avec un tel minerai, le chauffage rapide brise efficacement les cristaux de minerai en de très petites particules, en exposant une nouvelle surface à l'action des gaz.
En outre, en ce qui concerne le mélange de minerai et de flux introduit en vue du traitement suivant la présente invention, le mélange doit présenter une dimension ou être broyé à une dimension inférieure à 0,25 mm, 15 % au plus étant inférieurs à 0,044 mm.
Le minerai et le flux particulaires sont chargés vers le bas par le sas étanche au gaz ..57 et la conduite 55 dans le compartiment de mélange 46. De l'oxygè- ne,de préférence pur à 90 %, est introduit par la conduite 51 pour se mélanger. avec du gaz naturel introduit par la conduite 50 en tant que combustible mobile.
Le rapport de l'oxygène ou gaz naturel est d'environ de 2 à 1 pour une combustion stoechiométrique, un excès d'oxygène par rapport à cette proportion étant introduit
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pour assurer un excès d'oxygène dans les produits de combustion de façon à fournir une flamme oxydante.
L'application d'oxygène ou d'air enrichi d'oxygène pour brûler avec le combustible mobile à base de gaz naturel dans la chambre 47 présente des avantages déterminés et particuliers dans la mise en oeuvre du procédé de la présente inventio En ayant recours à un tel milieu comburant, on obtient des températures plus élevées sur une très courte distance de déplacement de la flamme que cela n'est possible avec de l'air ordinaire. Pour une part, en considérant la teneur élevée en azote de l'air, le volume total des gaz de combustion est relativement grand au cas où l'air fournit l'oxygène comburante Ce facteur seul empêche d'obtenir les température élevées et le chauffage rapide du minerai, qui sont critiques pour l'application du traitement de la présente invention.
En outre, de tels volumes plus importants de produits de combustion posent un problème au cours de la séparation des particu- les de fer et de scorie à partir desgaz d'évacuation, de sorte qu'une plus grande quantité de poussière etc..., est entraînée hors du four par l'intermédiaire des conduites de gaz d'évacuation.,
En réalité, en considérant les températures élevées nécessaires pour le procédé de la présente invention, ainsi qu'on le décrit plus en détail ci-après, il est presque essentiel d'avoir recours à de l'oxygène ou au moins à de l'air enrichi d'oxygène pourra combustion du combustible. On peut obtenir une économie d' ensemble dans la mise en-oeuvre du procédé de traitement du minerai au cas où du gaz naturel relativement peu coûteux est disponible et qu'on a recours à de l'oxygène ou de l'air enrichi d'oxygène.
Ceci provient du fait qu'une quantité plus petite de combustible est nécessaire pour obtenir le chauffage rapide à tempé- ratures élevées du minerai qu'au cas où l'on a recours à un grand volume de produits de combustion à partir du combustible brûlé à l'aide d'air. L'économie d'ensemble est en outre favorisee au cas où la capacité calorifique élevée des gaz d'évacu- ation est utilisée par exemple pour produire l'oxygène destiné à être appliqué au stade de combustion.
Le mélange comprenant les particules de minerai et le flux, en passant du conduit à travers le compartiment 46, se mélange avec les gaz combustibles formés à partir du gaz naturel et de l'oxygène et passe avec ces derniers à travers l'orifice 48 du brûleur.
Les gaz combustibles sont allumés dans la chambre réactionnelle 47.
La température réelle de la flamme dans cette chambre est comprise entre 2315 et 2480 Co, et élève rapidement la température des particules de minerai, une augmentation de la température étant favorisée par la réaction du minerai de magné- tite avec l'oxygène en excès contenu dans les produits de combustion, qui oxyde l'oxyde ferrosoferrique en hématite ou oxyde ferrique. Cette réaction est exother- mique, la chaleur dégagée par cette réaction contribuant encore à l'élévation rapide de la température des particules de minerai jusqu'à 1926 à 1980 C.
Tandis que la température de la flamme dans le compartiment 47 est comprise de préférence entre 2315 et 2480 C, on doit préciser que la température des particules de minerai doit être d'au moins 1538 Co environ pour que la réaction entre le minerai de magnétite et l'oxygène en excès se produise. En réalité, à moins que la tempéra- ture des particules soit considérablement supérieure à 1538 C., on n'obtient pas la réaction rapide qui constitue un avantage principal de la mise en oeuvre de l'in- ventiono Ainsi, une température des particules comprise entre 1926 et 1980 C est préférée.
On se rendra compte de l'importance de cette réaction exothermique dans le traitement du minerai de magnétite lorsqu'on comprendra que la chaleur pro- venant de cette réaction peut contribuer pour 20 % environ de la chaleur nécessaire pour réduire en métal fondu le fer, par exemple un concentré magnétique à 66 % de Feo
Un avantage particulier découlant du chauffage extrêmement rapide des particules de minerai provient de la calcination et du craquage de ces particules qui se produisent pendant ce chauffage rapide.
Cet éclatement expose des surfaces de contact sensiblement plus grandes des particules à la température élevée, et à
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l'excès d'oxygène de la flamme, de sorte que la totalité des particules est portée à la température nécessaire en un minimum de temps à mesure que la flamme et les particules descendent à partir de la chambre réactionnelle 47 par l'intermé- diaire de l'orifice 49. Les produits de combustion gazeux quittent le brûleur à 2205 C. environ.
Les produits de combustion gazeux et le mélange en suspension dans ces derniers sont ainsi propulsés vers le bas dans la chambre de réduction 11.
Une charge de gaz naturel en tant qu'agent réducteur est introduite par l'intermé= diaire de la conduite 44 dans la chambre annulaire 42. Cette chambre entoure l'extrémité inférieure de l'enveloppe 43 de brûleur, et par conséquent l'agent réducteur est préalablement chauffé en venant en contact avec la paroi chaude de l'enveloppe de brûleur à l'extérieur de la chambre réactionnelle 47.
L'agent réducteur sous forme de gaz naturel descend par l'intermédiaire de l'or$- fice 30 dans la chambre de réduction 11. Au cours de cet écoulement vers le bas,, il enveloppe les produits de combustion et le mélange passant par l'orifice 49 de sorte que les deux courants s'écoulent simultanément vers le bas à travers la chambre de réduction 11. Le gaz naturel ajouté fournit une atmosphère réductrice pour réagir avec l'oxyde ferrique contenu dans le mélange en suspension pour le réduire en fer métallique.
L'application de gaz naturel à titre de matière réductrice est particul èrement avantageuse dans le fonctionnement de la présente invention, attendu que l'oxyde ferrique présent dans la flamme oxydante provenant de l'orifice 49 agit en tant que catalyseur pour craquer le gaz naturel (CH4) en hydrogène et en oxyde de carbone. Ces constituants à leur tour, réagissent avec l'oxyde ferrique pour le réduire en fer métallique, de la vapeur d'eau et de l'anhydride carbonique étant également obtenus. L'eau et l'anhydride carbonique réagissent endothermiquement avec le gaz restant pour former davantage d'hydrogène et d'anhydride carbonique, en assurant une diminution de la température à ce stade du procédé.
Cette diminution de température contribue à permettre d'avoir recours à une constru tion de four plus simple et plus économique qu'au cas où l'on rencontre des tempé- ratures extrêmement élevées. Les constituants gazeux, la scorie et le fer métalli- que sont propulsés vers le bas par le fonctionnement du brûleur 40 dirigé vers le bas, en direction de la surface du bain fondu dans la cavité 14. Les constituants gazeux reçoivent par le fonctionnement du brûleur une quantité de mouvement suffi- sante pour que le fer métallique et la scorie soit injectés dans le bain, en résis- tant à la tendance des gaz d'entraîner ces matières latéralement et vers le haut pa les passages 25 lorsque des gaz sont évacués du four.
On doit noter en particulier que, par la relation du brûleur aux passages %, le sens de mouvement des constituants gazeux est tourné de sensiblemer 180 ou inversé immédiatement au voisinage de la surface du bain de fer et scorie fondus. Ceci sert à favoriser davantage la séparation des gaz du fer métallique et de la scorie. La vitesse des gaz d'évacuation par les passages 25 doit être de préférence inférieure à 60 cm par seconde pour réduire au minimum l'entrainement de particules solides à partir de la chambre 11 du four.
La vitesse vers le bas des particules entraînées par la flamme ou pro- duits de combustion doit être d'au moins 4,8 m par seconde afin d'assurer une sé- paration adéquate du fer et de la scorie en suspension dans les gaz. A des vitesses inférieures, les pertes de poussières entraînées par les constituants gazeux sont excessives. Afin d'accélérer ces particules à la vitesse nécessaire pour venir heurter la surface du bain, la vitesse vers le bas des gaz dans lesquels les parti- cules sont entraînées doit être de 12 mètres par seconde ou supérieure.
Naturellement;, il est évident que la vitesse des produits de combustion quittant l'ensemble de brûleur peut être de l'ordre de 180 mètres par seconde. Ces produits de combustion se détendent rapidement immédiatement après leur sortie de l'ensem- ble de brûleur, en ralentissant, de sorte que la vitesse moyenne peut être aussi faible que 12 mètres par seconde pour communiquer la vitesse nécessaire aux partict les entraînées.
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Il n'y a pas de vitesse maximum d'allumage, excepté que, suivant la construction du four, les vitesses d'allumage plus rapides nécessitent un four plus long pour accorder suffisamment de temps pour que le minerai soit correctement traité en passant à travers le four.
En considérant la relation de l'agent réducteur à base de gaz naturel à la vitesse d'allumage, on a constaté que l'agent réducteur qui enveloppe la flamme ou produits de combustion doit présenter de préférence une vitesse inférieure à la vitesse d'allumage, et en particulier de l'ordre de 15% à 80 % de la vitesse d'allumage. Dans de telles conditions de fonctionnement, la flamme présente une forme cylindrique avantageuse, l'enveloppe externe de l'agent réducteur plus froid se déplaçant plus lentement que la flamme interne ou produits de combustion.
Ainsi, la vitesse plus élevée de la flamme ou produits de combustion tend à aspirer l'agent réducteur pour favoriser l'action réductrice de l'oxyde de fero
On a également constaté en tant qu'aspect important de la présente inven- tion que pour obtenir des conditions de fonctionnement optimum en ayant recours à un gaz naturel à titre de combustible mobile et à titre d'agent réducteur, il est important que le rapport d'agent réducteur à base de gaz naturel au combustible mobile à base de gaz naturel soit maintenu entre 1,5:1 et 2:1. Pour un équilibre thermique théorique correct dans le fonctionnement du four, le rapport de l'agent réducteur au combustible mobile doit être maintenu à 1,62:1.
Si le fonctionnement du four s'effectue sensiblement au-dessus de ce rapport, une quantité inappropriée de gaz inducteur est fournie pour effectuer le traitement du minérale D'autre part, si on conduit le fonctionnement avec un écart trop grand au-dessus de ce rapport critique, une quantité excessive de chaleur est extraite au cours des réactions du four etc... de sorte que le traitement d'ensemble n'est pas conduit' correctement jusqu'à achèvement. On peut calculer qu'en appliquant ce rapport de 1,62:1, une tonne de fer métalliqueobtenu à partir du minerai de magnétite (66 % de fer) nécessite environ 1259 m d'oxygène et un total de 1562 m de gaz naturel.
On peut obtenir un bilan thermique théorique et des matières de la façon suivante
Bilan thermique approximatif par tonne de métal.
EMI7.1
<tb>
Entrée <SEP> MMKcal. <SEP> Sortie <SEP> MMKcal. <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb> Gaz <SEP> - <SEP> 1562 <SEP> m <SEP> 3 <SEP> 13,86 <SEP> 98,5 <SEP> Métal <SEP> 0,4738 <SEP> 3, <SEP> 3 <SEP>
<tb>
<tb>
<tb> Oxydation <SEP> de <SEP> la <SEP> magnétite <SEP> 0,1512 <SEP> 1 <SEP> Scorie <SEP> 0,0781 <SEP> 0,5
<tb>
<tb> Réduction <SEP> par <SEP> CO <SEP> 0,0151 <SEP> 0,1 <SEP> Réduction <SEP> 0,0605 <SEP> 0,4
<tb>
<tb> par <SEP> H2
<tb>
<tb>
<tb> Formation <SEP> de <SEP> Fe3C <SEP> 0,0806 <SEP> 0,4 <SEP> Gaz <SEP> perdu <SEP> 11,1510 <SEP> 79
<tb>
<tb> 14,1069 <SEP> 100 <SEP> 11,7634
<tb>
<tb> Pertes <SEP> 2,3436 <SEP> 16,6
<tb>
<tb> 100
<tb>
Bilan de matières par tonne de métal.
EMI7.2
<tb>
Entrée <SEP> Sortie
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Gaz <SEP> primaire <SEP> 596 <SEP> m33 <SEP> Métal <SEP> à <SEP> 4 <SEP> % <SEP> de <SEP> C <SEP> 908 <SEP> kg
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Gaz <SEP> secondaire <SEP> 966 <SEP> m3 <SEP> Scorie <SEP> 183 <SEP> kg
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Oxygène <SEP> 1259 <SEP> m <SEP> Gaz <SEP> d'évacuation <SEP> 4718 <SEP> m3
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Minerai <SEP> à <SEP> 66 <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> de <SEP> Fe <SEP> 1339 <SEP> kg
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Chaux <SEP> vive <SEP> 27 <SEP> kg
<tb>
Pour amorcer initialement le procédéon dispose un bain de métal fondu dans la cavité 14 sur lequel les gaz propulsés vers le bas viennent se heurter.
A mesure que le procédé se poursuit, la scorie et le fer fondu s'accumulent dans le bain, ces constituants étant évacués continuellement ou périodiquement par les trous de coulée 15 et 16, respectivement, à mesure qu'ils sont formés dans le bain.
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Le bain est maintenu de préférence à une température comprise entre 1538 et 1645 C. On peut régler cette température dans les limites en réglant la distance comprise entre la surface du bain et le point le plus chaud de la flamme.
Naturellement, on se rend compte que la longueur du four est dictée pour une vi- tesse de charge particulière du minerai, par la quantité de déplacement nécessaire pour chauffer le minerai, et après avoir ajouté l'agent réducteur, par la distance nécessaire pour obtenir la réduction correcte de l'oxyde de fer.
L'élimination des derniers 10 % de l'oxygène à partir de l'oxyde de fer peut poser des problèmes particuliers dans le procédé de la présente invention.
Cette réduction finale peut être effectuée dans le bain fondu par l'un de plusieurs procédés. Une partie du fer métallique fondu, de préférence de 15 % à 50 % du fer obtenu, peut être extraite du bain, sa teneur en carbone réglée, et le métal, encor à l'état fondu, réintroduit dans le bain par le passage 60. Ce recyclage d'une par- tie du fer métallique fondu avec une teneur en carbone réglée de façon appropriée, provoque la réduction finale des derniers 10 % de l'oxygène du bain à un taux tel qu'un,jpur de dimensions données peut fonctionner à une capacité de production sens blement plus élevée. Les derniers 10 % de l'oxygène peuvent être également éliminée du bain en ajoutant du coke à ce bain.
Autrement, on peut éliminer cet oxygène en ajoutant au brûleur du carbone broyé à une dimension comparable à celle des parti- cules de minerai et de flux.
Le réglage de la quantité de fer fondu recyclé ou de carbone et de coke ajouté peut être effectué de façon à fournir une teneur en carbone du fer métalliqt fondu dans le bain comprise entre 1 % et 4%. Ainsi, il est possible de fournir soit un produit à forte teneur en carbone, soit un produit à faibl teneur en carbone. Evidemment, plus la teneur en carbone est élevée, plus il'est. facile d'élj miner les derniers 10 % d'oxygène de l'oxyde de fer. Le compromis préféré entre le teneur en carbone du produit et l'élimination des derniers pour cent d'oxygène du bain est compris entre 3 % et 3,5 %.
Afin que les particules devinerai puissent être réduites en fer métallique le plus complètement possible, les gaz d'évacuation évacués du four conservant une nature réductrice et contiennent une certaine quantité d'oxyde de carbone et d'hydrogène. Les gaz d'évacuation peuvent être aini brûlés pour chauffer préalablement le minerai avant qu'il soit introduit dans le tour, ou ils peuvent être brûlés et appliqués pour fournir de la vapeur d'eau qui peut être utilisée pour la fabrication d'oxygène dans une installation classique de compres- seur d'oxygène. Une partie des gaz d'évacuation, contenant de l'anhydride carboniqu et de la vapeur d'eau, peut être également recyclée dans la flamme, en aidant au craquage du gaz naturel.
Attendu que la température du bain est comprise entre 15380 et 1645 C., les gaz d'évacuation présentent une température comparable.
Cette chaleur des gaz d'évacuation peut être utilisée en tant que source d'énergie pour la fabrication d' oxygène à appliquer au procédé.
Sien que la description ait été faite en considérant l'application de gaz naturel en tant que combustible mobile et agent réducteur, on peut lui substituer évidemment du gaz fabriqué ou autre gaz hydrocarbure. On peut conduire l'invention à titre de variante, en ce qui concerne le gaz, à l'aide de kérosène, d'huile combustible, ou même à l'aide de charbon en poudre. Attendu que ces derri- nièes matières, en tant que combustibles, présentent une plus longue durée de com- bustion que le gaz, un four plus grand serait nécessaire pour fournir la même production. Ainsi, pour mettre en oeuvre la présente invention, l'application de ces derniers combustibles n'est pas préférée et présente des inconvénients déter- minés, ainsi qu'on s'en rend compte.
En outre, on peut substituer de l'air préalablement chauffé à une tem- pérature de 816 C. à l'oxygène introduit par la conduite 51. Ainsi qu'on l'a souli' gné, l'application d'air pour fournir l'oxygène d'entretien de la combustion assu- rerait une température maximum inférieure, une durée de combustion plus longue et un plus grand volume de gaz, principalement en raison du pourcentage élevé d'azote
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contenu dans l'air. Un four utilisant l'air pourrait être construit bien,qu'un fonc tionnement de ce type ne soit pas préféré, attendu qu'il présente des inconvénients très évidentso En réalité,
en considérant les températures et les vitesses de fonctionnement supérieures possibles en brûlant de l'oxygène ou de l'air enrichi d'oxygène, les frais de fonctionnement sont indiqués comme étant plus élevés au cas où l'on a recours à de l'air pour entretenir la combustion.
Naturellement, l'invention n'est pas limitée à la forme de réalisation décrite et représentée et est susceptible de recevoir diverses variantes rentrant dans le cadre et.l'esprit de l'invention.On se rend compte aussi que le procédé de la présente invention est susceptible d'être conduit dans une variété d'appareils différents.
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The present invention relates to the treatment of iron ore, and in particular magnetite ores, for the production of metallic iron from the latter. In particular, the invention relates to the manufacture of metallic iron from magnetite ores in finely divided particulate form in which the ore particles are thrown into a flame during processing and injected into a bath of the furnace, striking the products of combustion on the surface of this bath.
A number of proposals have been made for the smelting of particulate minerals. In some of these prior smelting processes, where finely divided ore is used, the ore particles are subjected to a reducing action, the particles being suspended in a counter-reducing gaseous medium. current. Such a countercurrent process severely limits the rate of melting of the ore by using a reasonably sized furnace, and also requires large and expensive furnace structures to withstand the high temperatures which prevail during setting. implementation of such a process. These limitations reduce the possibilities of a practical application of these earlier merger proposals.
In a number of these prior art smelting processes, the reaction occurring during the reduction of iron ore to metallic iron is relatively slow due to the application of pulverulent carbon as the combustible medium and. as a reducing component.
Of course, there are a large number of other fusion proposals, including the well known and mainly applied blast furnace technique. @ It is not necessary to describe the operation of the well-known blast furnace.
However, it can be emphasized that the coke used in blast furnaces, among other functions, serves to form in the furnace a support frame having sufficient porosity to allow the gases to rise through the furnace.
With relatively fine ores mixed with the necessary amount of limestone as a flux, the charge would settle too tightly in the kiln to allow the necessary passage of the gases.
In the light of the above ore smelting problems, the present invention proposes mainly to provide: @ rapid processing of iron ore in finely divided particulate form by means of a simple process and with minimum bulk of the structure - of the oven; - an improved process for processing magnetite ores in finely divided particulate form to provide metallic iron therefrom; - an apparatus in which the iron ore can be processed rapidly while being in suspension, and propelled into the combustion products to provide metallic iron therefrom, and ensure separation of metallic iron and slag from the gaseous constituents applied to the treatment ore;
- treatment of the magnetite ore by initially subjecting this ore to an oxidizing action at a temperature of at least 1538 Co, and preferably between 1926 and 1980 C., then to a reducing action to obtain metallic iron therefrom ; - an iron ore treatment apparatus comprising a furnace of the bath type having a burner assembly directed downwards, the ore to be treated being introduced to come into intimate contact with the flames or the combustion products originating from this assembly to treatment and to be propelled and struck on the surface of the bath by this flame or combustion products;
a method and apparatus for treating iron ore in a bath-type furnace according to the previous paragraph, in which the ore is initially introduced into a first treatment zone which is oxidizing in nature, a second treatment zone being provided between the first zone and the bath, a
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reducing agent being introduced into the second zone; a method and such a bath type furnace apparatus, in which the reducing agent is preheated before being introduced into the second zone, the apparatus providing a preheating chamber surrounding the burner;
- in the process and the treatment apparatus of the preceding paragraphs an effective separation of the gaseous constituents of metallic iron and of the slag at the surface of the bath, by evacuating the gases at substantially 82 ° C. in the direction in which the gases collide the surfact of the bath.
Other advantages and characteristics of the invention will emerge from the description which will follow given with reference to the appended drawing, in which the single figure is a schematic section of a furnace structure according to the present invention and in which the method of present invention can be implemented
Before describing in detail the particular structure shown in the drawing, reference may generally be made to the overall operating features of the present invention. Following the latter, a mixture comprising mainly magnetite ore and a suitable flux in finely divided particulate form is introduced into the center of a first treatment zone of a downwardly directed combustion flame.
The flux is preferably quicklime although crushed limestone or other known flux may be used for smelting the ore. The flame is generated by the combustion of preferably natural gas and oxygen to provide the high temperatures and rapid heating required for processing the ore. Excess oxygen is used for combustion so that the flame is oxidizing in nature.
The magnetite ore (Fe3O4) reacts in the oxidizing flame to combine with the excess oxygen to form hematite or ferric oxide (Fe2O3). This reaction is exothermic so that heat is released which together with the heat of combustion of the fuel provides rapid heating of the ore particles. Upon such rapid heating, calcination and cracking of the ore particles occurs in order to expose a larger contact area to the heating action and in view of the subsequent reducing action.
The mixture, comprising the broken ore particles, the iron being in the form of ferric oxide, is propelled with the combustion products into a second processing zone.
In the latter, a reducing agent, preferably natural gas, is added to envelop the combustion products and the mixtures entrained by the latter, and descends at the same time as the latter towards the surface of a. molten iron and a slag bath, against which the combustion products collide. The strongly heated ore particles promote the cracking of natural gas into carbon monoxide and hydrogen.
These constituents quickly reduce ferric oxide to metallic iron. The flux introduced with the ore combines with the gangue parts of the ore to form the slag, as is known in practice.
The flame or combustion products in which the metallic iron and slag constituents are suspended impinges on the surface of the molten iron and the slag bath, so that the molten iron and copy constituents are injected into this bath. The gaseous constituents from the combustion products; tion and reducing agent are separated immediately near the surface of the bath because they are discharged outward and upward away from the surface of the bath. The molten iron and slag can be discharged separately from the bath.
The accompanying drawing shows an ore processing furnace according to the present invention. It is evident that the particular structure shown is not intended to represent an example of a furnace on a precise scale, as several of the components are shown somewhat schematically.
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The furnace structure comprises a furnace assembly 10 representing walls having internally a reduction chamber 11 elongated vertically.
The lower part of the assembly 10 comprises a base 12 supporting a container 13 which has in its upper surface a cavity 14 for receiving and retaining the molten iron and slag as they are produced. The base 12 and the container. pient 13 are provided with a taphole 15 for slag, and a taphole 16 for molten iron. Iron and slag can be discharged intermittently or continuously through these tapholes as desired during oven operation.
It is evident that during the operation of the furnace, the vessel 13 containing the bath of molten iron and slag is continuously subjected to high temperatures so that a gradual deterioration of this vessel occurs. Also, the base closing the lower end of the entire oven is advantageously separable from the rest of the oven to allow its removal for repair and replacement, as may be necessary after prolonged use of the device.
The assembly 10 further includes a curtain wall 20 providing a generally cylindrical internal surface 21 which extends downwardly terminating immediately above the cavity 14 of the molten iron and slag bath.
This internal surface 21 defines a main part of chamber 11.
The curtain wall 20 is supported by pillars 24 which define the sides of the exhaust gas passages 25 extending outwardly and upwardly from the lower end of the curtain wall 20 to conduct the exhaust gas passages. evacuation gaseous constituents from the reduction chamber 11.
These passages extend upwardly on the outer side of the curtain wall 20 and open at 26 into a collector 27 in which the dust particles entrained by the exhaust gas can be separated therefrom.
, The exhaust gases are evacuated from the manifold 27 via pipes 28.
The upper end of the furnace 10 has a cylindrical orifice 30 communicating with the chamber 11 by a flared or downwardly tapered wall surface 31 which connects the lower end of the orifice 30 to the upper end of the wall surface. 21
A burner assembly 40 is mounted on furnace 10 concentrically with orifice 30. As shown in the drawing, the burner assembly is supported on the upper end of furnace 10 by a housing 41 which forms an annular duct 42 surrounding it. The casing 43. of the burner assembly The housing 41 is provided with an inlet pipe 44 for introducing a reducing agent such as natural gas, as will be described in more detail below.
Thus, the reducing agent eh passing through the duct 42 is preheated by coming into contact with the hot wall of the casing 43, at the same time providing external cooling of the casing of the combustion chamber to temperature. high.
The casing 43 of the burner assembly is divided by a bulkhead 45 into an upper mixing compartment 46 and a reaction chamber 470. The bulkhead 45 has a central burner port 48. It should be further noted that the lower end of casing 43 defining reaction chamber 47 is curved inwardly to provide a constricted outlet 49 at the lower end of the burner assembly leading into reduction chamber 11.
With reference to the construction of the burner assembly, and in particular in consideration of the construction of the burner port 48 of the reaction chamber 47 and the throttled discharge port 49 'the flow velocity fluid for proper operation of the ore treatment process must be greater than the known flame propagation velocity, for the mixture of fuel and oxygen during combustion. So that the flame is not "blown" at the necessary speed of the combustion products to achieve the
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ore processing, should provide for "volume ignition" rather than a flame front in the reaction chamber 47.
This can be achieved by proper construction of the burner assembly, and the introduction of controlled turbulence is likely to be achieved by having recourse to obstacles and shoulders in the flow of fluid o With a reaction chamber with properly proportioned swirl burner, combustion can be complete at. 90% by the time the combustion products leave the reaction chamber.
As shown, fuel such as natural gas is introduced into mixing compartment 46 via line 50, and an oxidizing medium such as oxygen is introduced into the mixing compartment via 'a pipe 51.
The burner assembly 40 has a central duct 55 to. the upper end of the casing 43 for the introduction of the finely divided particulate iron ore to be processed. It should be noted that the conduit 55 discharges the ore particles immediately above the burner orifice 48 so that these particles descend through the orifice and into the flame existing below this orifice. Thus, the ore particles, as they are introduced, are arranged in the center and are completely enveloped by the flame.
Line 55 comes from an ore feed hopper.
A suitable gas-tight airlock 57 is shown as being disposed between the hopper 56 and the burner shell 43 to allow discharge of the particulate ore into the burner without the pressure in the mixing compartment 46 escaping to. the top by the duct .22 and the hopper 56.
A passage 60 can be provided to recycle the molten metal iron in the iron bath as explained below.
Having described the details of a furnace according to the features of the present invention, reference may now be made to the process of treating iron as carried out in such a furnace to provide metallic iron from this ore. Using the furnace described above, a charge of finely divided particulate ore mainly magnetite is introduced into hopper 56.
The ore is mixed with a suitable flux, preferably quicklime, to combine during the separation of gangue from the ore being processed. The proportion of flux and its composition can be determined according to known principles of smelting iron ore, in order to properly skim the silica etc ..., contained in the iron ore being processed.
As is known, the magnetite ore can be concentrated by magnetic separation processes. During the ore processing process: of the present invention, preferably a concentrated magnetite ore containing at least 60 % iron, and preferably less than 10% essentially dry silica.
During the extremely rapid heating to which the ore is subjected in the reaction chamber, the application of a hard crystalline magnetite is particularly well suited to be treated by the process. With such an ore, rapid heating effectively breaks the ore crystals into very small particles, exposing a new surface to the action of gases.
In addition, with regard to the mixture of ore and stream introduced for the treatment according to the present invention, the mixture must have a size or be ground to a size less than 0.25 mm, at most 15% being less than 0.044 mm.
Ore and particulate stream are charged downward through the gas-tight airlock ..57 and line 55 into mixing compartment 46. Oxygen, preferably 90% pure, is introduced through the line. 51 to mix. with natural gas introduced through line 50 as mobile fuel.
The ratio of oxygen or natural gas is approximately 2 to 1 for stoichiometric combustion, an excess of oxygen compared to this proportion being introduced.
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to ensure an excess of oxygen in the combustion products so as to provide an oxidizing flame.
The application of oxygen or oxygen-enriched air to burn with the mobile fuel based on natural gas in the chamber 47 presents determined and particular advantages in the implementation of the process of the present invention. such an oxidizing medium, higher temperatures are obtained over a very short distance of movement of the flame than is possible with ordinary air. On the one hand, considering the high nitrogen content of the air, the total volume of combustion gases is relatively large in case the air supplies the oxidizing oxygen This factor alone prevents obtaining high temperatures and heating speed of ore, which are critical for the application of the processing of the present invention.
Further, such larger volumes of combustion products cause a problem during the separation of the iron and slag particles from the exhaust gas, so that a larger amount of dust etc. , is drawn out of the oven via the exhaust gas pipes.,
In fact, considering the high temperatures required for the process of the present invention, as will be described in more detail below, it is almost essential to use oxygen or at least oxygen. oxygen enriched air will be able to burn fuel An overall economy in the operation of the ore treatment process can be achieved if relatively inexpensive natural gas is available and oxygen or enriched air is used. oxygen.
This is because a smaller amount of fuel is required to achieve rapid heating at high temperatures of the ore than when a large volume of combustion products is used from the fuel burnt at. using air. The overall economy is furthermore favored in the case where the high heat capacity of the exhaust gases is used, for example, to produce the oxygen intended to be applied at the combustion stage.
The mixture comprising the ore particles and the flow, passing from the conduit through the compartment 46, mixes with the combustible gases formed from the natural gas and oxygen and passes with the latter through the orifice 48 of the burner.
The combustible gases are ignited in the reaction chamber 47.
The actual flame temperature in this chamber is between 2315 and 2480 Co, and rapidly raises the temperature of the ore particles, an increase in temperature being favored by the reaction of the magnetite ore with the excess oxygen contained. in combustion products, which oxidizes ferrosoferric oxide to hematite or ferric oxide. This reaction is exothermic, the heat given off by this reaction further contributing to the rapid rise in the temperature of the ore particles up to 1926 to 1980 C.
While the temperature of the flame in compartment 47 is preferably between 2315 and 2480 C, it should be specified that the temperature of the ore particles must be at least about 1538 Co for the reaction between the magnetite ore and excess oxygen occurs. In fact, unless the temperature of the particles is considerably above 1538 ° C., the rapid reaction which is a major advantage of practicing the invention is not obtained. Thus, a temperature of the particles between 1926 and 1980 C is preferred.
The importance of this exothermic reaction in the treatment of magnetite ore will be appreciated when it will be understood that the heat from this reaction can contribute about 20% of the heat necessary to reduce the iron to molten metal, for example a magnetic concentrate with 66% Feo
A particular advantage arising from the extremely rapid heating of the ore particles arises from the calcination and cracking of these particles which occurs during this rapid heating.
This bursting exposes significantly larger contact surfaces of the particles to the elevated temperature, and to
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excess oxygen from the flame, so that all of the particles are brought up to the necessary temperature in the shortest time as the flame and particles descend from reaction chamber 47 via from orifice 49. The gaseous combustion products leave the burner at approximately 2205 C.
The gaseous combustion products and the mixture suspended therein are thus propelled downwards into the reduction chamber 11.
A charge of natural gas as reducing agent is introduced through the intermediary of line 44 into annular chamber 42. This chamber surrounds the lower end of burner casing 43, and therefore the agent reducing agent is preheated by coming into contact with the hot wall of the burner casing outside the reaction chamber 47.
The reducing agent in the form of natural gas descends via the gold fice 30 into the reduction chamber 11. During this downward flow, it envelops the combustion products and the mixture passing through. port 49 so that the two streams flow simultaneously downward through reduction chamber 11. The added natural gas provides a reducing atmosphere to react with the ferric oxide in the slurry mixture to reduce it to metallic iron.
The application of natural gas as a reducing material is particularly advantageous in the operation of the present invention, since the ferric oxide present in the oxidizing flame from port 49 acts as a catalyst to crack the natural gas. (CH4) to hydrogen and carbon monoxide. These constituents in turn react with the ferric oxide to reduce it to metallic iron, water vapor and carbon dioxide also being obtained. Water and carbon dioxide react endothermically with the remaining gas to form more hydrogen and carbon dioxide, ensuring a decrease in temperature at this stage of the process.
This decrease in temperature contributes to making it possible to resort to a simpler and more economical furnace construction than in the event of extremely high temperatures being encountered. The gaseous constituents, the slag and the metallic iron are propelled downwards by the operation of the burner 40 directed downwards, towards the surface of the molten bath in the cavity 14. The gaseous constituents receive by the operation of the burner sufficient momentum for the metallic iron and slag to be injected into the bath, resisting the tendency of the gases to carry these materials sideways and upward through the passages 25 as gases are vented from the bath. oven.
It should be noted in particular that, by the relation of the burner to the passages%, the direction of movement of the gaseous constituents is rotated sensiblemer 180 or reversed immediately in the vicinity of the surface of the bath of molten iron and slag. This serves to further promote the separation of gases from metallic iron and slag. The velocity of the exhaust gases through the passages 25 should preferably be less than 60 cm per second to minimize the entrainment of solid particles from the chamber 11 of the furnace.
The downward velocity of flame entrained particles or combustion products should be at least 4.8 m per second to ensure adequate separation of iron and slag suspended in the gases. At lower speeds, the losses of dust entrained by the gaseous constituents are excessive. In order to accelerate these particles to the speed necessary to strike the surface of the bath, the downward velocity of the gases in which the particles are entrained must be 12 meters per second or greater.
Of course, it is obvious that the speed of the combustion products leaving the burner assembly can be of the order of 180 meters per second. These combustion products expand rapidly immediately after exiting the burner assembly, slowing down, so that the average speed can be as low as 12 meters per second to impart the speed needed by the driven particles.
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There is no maximum firing rate, except that depending on the construction of the kiln, the faster firing rates require a longer kiln to allow sufficient time for the ore to be properly processed as it passes through. the oven.
Considering the relationship of the natural gas-based reducing agent to the ignition rate, it has been found that the reducing agent which envelops the flame or combustion products should preferably exhibit a lower rate than the ignition rate. , and in particular of the order of 15% to 80% of the ignition speed. Under such operating conditions, the flame has an advantageous cylindrical shape, with the outer shell of the cooler reducing agent moving more slowly than the internal flame or combustion products.
Thus, the higher speed of the flame or combustion products tends to suck the reducing agent to promote the reducing action of the fero oxide.
It has also been found as an important aspect of the present invention that in order to obtain optimum operating conditions using natural gas as the mobile fuel and as the reducing agent, it is important that the ratio from reducing agent based on natural gas to mobile fuel based on natural gas is maintained between 1.5: 1 and 2: 1. For a correct theoretical thermal balance in furnace operation, the ratio of reducing agent to mobile fuel should be maintained at 1.62: 1.
If the operation of the furnace takes place substantially above this ratio, an inappropriate amount of inducing gas is supplied to effect the treatment of the mineral On the other hand, if the operation is carried out with too large a deviation above this ratio. Critically, an excessive amount of heat is removed during furnace reactions etc ... so that overall processing is not carried out properly to completion. It can be calculated that by applying this ratio of 1.62: 1, one tonne of metallic iron obtained from magnetite ore (66% iron) requires about 1259 m of oxygen and a total of 1562 m of natural gas.
A theoretical heat balance and materials can be obtained as follows
Approximate heat balance per tonne of metal.
EMI7.1
<tb>
Input <SEP> MMKcal. <SEP> Output <SEP> MMKcal. <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb> Gas <SEP> - <SEP> 1562 <SEP> m <SEP> 3 <SEP> 13.86 <SEP> 98.5 <SEP> Metal <SEP> 0.4738 <SEP> 3, <SEP> 3 <SEP>
<tb>
<tb>
<tb> Oxidation <SEP> of <SEP> the <SEP> magnetite <SEP> 0.1512 <SEP> 1 <SEP> Slag <SEP> 0.0781 <SEP> 0.5
<tb>
<tb> Reduction <SEP> by <SEP> CO <SEP> 0.0151 <SEP> 0.1 <SEP> Reduction <SEP> 0.0605 <SEP> 0.4
<tb>
<tb> by <SEP> H2
<tb>
<tb>
<tb> Formation <SEP> of <SEP> Fe3C <SEP> 0.0806 <SEP> 0.4 <SEP> Gas <SEP> lost <SEP> 11.1510 <SEP> 79
<tb>
<tb> 14.1069 <SEP> 100 <SEP> 11.7634
<tb>
<tb> Losses <SEP> 2.3436 <SEP> 16.6
<tb>
<tb> 100
<tb>
Material balance per tonne of metal.
EMI7.2
<tb>
Input <SEP> Output
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Primary <SEP> gas <SEP> 596 <SEP> m33 <SEP> Metal <SEP> to <SEP> 4 <SEP>% <SEP> of <SEP> C <SEP> 908 <SEP> kg
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Secondary <SEP> gas <SEP> 966 <SEP> m3 <SEP> Slag <SEP> 183 <SEP> kg
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Oxygen <SEP> 1259 <SEP> m <SEP> Evacuation gas <SEP> <SEP> 4718 <SEP> m3
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Ore <SEP> to <SEP> 66 <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> of <SEP> Fe <SEP> 1339 <SEP> kg
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Quicklime <SEP> <SEP> 27 <SEP> kg
<tb>
To initially initiate the process, a bath of molten metal is placed in the cavity 14 on which the gases propelled downwards come into contact.
As the process proceeds, slag and molten iron accumulate in the bath, these constituents being continuously or periodically discharged from tap holes 15 and 16, respectively, as they are formed in the bath.
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The bath is preferably maintained at a temperature between 1538 and 1645 C. This temperature can be regulated within limits by adjusting the distance between the surface of the bath and the hottest point of the flame.
Of course, it will be appreciated that the length of the furnace is dictated for a particular loading rate of the ore, by the amount of displacement required to heat the ore, and after adding the reducing agent, by the distance required to obtain correct reduction of iron oxide.
Removal of the last 10% of the oxygen from the iron oxide can pose particular problems in the process of the present invention.
This final reduction can be carried out in the molten bath by one of several methods. Some of the molten metallic iron, preferably from 15% to 50% of the iron obtained, can be extracted from the bath, its carbon content adjusted, and the metal, still in the molten state, reintroduced into the bath through passage 60 This recycling of a portion of the molten metallic iron with an appropriately controlled carbon content causes the final reduction of the last 10% of the oxygen in the bath to such a rate that one size of given size can be reduced. operate at a significantly higher production capacity. The last 10% of the oxygen can also be removed from the bath by adding coke to this bath.
Alternatively, this oxygen can be removed by adding to the burner ground carbon to a size comparable to that of the ore and stream particles.
The adjustment of the amount of recycled molten iron or carbon and coke added can be made so as to provide a carbon content of the molten iron in the bath of between 1% and 4%. Thus, it is possible to provide either a high carbon product or a low carbon product. Obviously, the higher the carbon content, the more it is. easy to remove the last 10% oxygen from the iron oxide. The preferred compromise between the carbon content of the product and the removal of the last percent oxygen from the bath is between 3% and 3.5%.
In order that the particles can be reduced to metallic iron as completely as possible, the exhaust gases discharged from the furnace retain a reducing nature and contain a certain amount of carbon monoxide and hydrogen. The exhaust gases can be burnt to preheat the ore before it is introduced into the lathe, or they can be burnt and applied to provide water vapor which can be used for the manufacture of oxygen in the tower. a conventional installation of an oxygen compressor. Part of the flue gas, containing carbon dioxide and water vapor, can also be recycled into the flame, helping to crack the natural gas.
Whereas the bath temperature is between 15380 and 1645 C., the flue gases exhibit a comparable temperature.
This heat from the exhaust gases can be used as an energy source for the manufacture of oxygen to be applied to the process.
Although the description has been made considering the application of natural gas as mobile fuel and reducing agent, it can obviously be substituted for manufactured gas or other hydrocarbon gas. The invention can be carried out alternatively, with regard to gas, with the aid of kerosene, fuel oil, or even with the aid of powdered coal. Since these latter materials, as fuels, exhibit a longer burn time than gas, a larger furnace would be required to provide the same output. Thus, in order to implement the present invention, the application of these latter fuels is not preferred and presents certain drawbacks, as will be appreciated.
In addition, air preheated to a temperature of 816 ° C. can be substituted for the oxygen introduced through line 51. As has been pointed out, the application of air to provide the combustion maintenance oxygen would ensure a lower maximum temperature, a longer combustion time and a greater volume of gas, mainly due to the high percentage of nitrogen
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contained in the air. A furnace using air could be constructed, although operation of this type is not preferred, as it has very obvious drawbacks.
Considering the higher operating temperatures and speeds possible when burning oxygen or oxygen enriched air, the operating costs are shown to be higher if air is used to maintain combustion.
Of course, the invention is not limited to the embodiment described and shown and is capable of receiving various variants falling within the scope and spirit of the invention. It will also be appreciated that the method of the present invention invention is likely to be conducted in a variety of different devices.