<EMI ID=1.1>
La présente invention se rapports au procédé d'amélioration de minérais de fer, plus particulièrement à la réduction
<EMI ID=2.1>
englobe l'utilisation de grandes quantités de vapeur pour diluer
le gaz réducteur et, dans une forme de réalisation préférée,elle englobe l'utilisation de vapeur avec un distillat hydrocarbuné
volatil pour la formation d'un mélange de gaz réducteur et de
vapeur, utilisé dans le refroidissement du minerai grillé, après préchauffage et réduction du minerai.
On s'est arrêté longuement à l'idée d'un grillage de minerais non magnétiques de basse qualité pour former une matière magnétique qui peut être concentrée. Un type de procédé de grillage utilise un four rotatif ou un four du type à arbre fixe, dans lequel les particules de minerai sont chauffées aux
<EMI ID=3.1>
en utilisant un gaz combustible, tel qu'un gaz pauvre, mélangé avec un gaz de carneau recyclé.
Il y a des problèmes techniques qui se présentent dans le réglage des températures des gaz, leurs compositions et leurs vitesses de circulation dans diverses parties du système. Entre autres, il y a les problèmes de la réduction des exigences en combustible, de la disponibilité de certains combustibles en certains endroits, et de la somme de travail requise dans l'opération. La capacité thermique et,la récupération de chaleur
<EMI ID=4.1>
teuse de recirculation des gaz et est plus susceptible d'un contrôle efficace. Pour le présent procédé, une installation convenable est constituée par des fours rotatifs et des récipient* de fluidification de solides, qui permettent aux solides de minerai finement divisés d'entrer en contact avec les gaz dans un état de haute turbulence. D'une manière générale, les fines particules de minerai sont amenées à passer à travers une zone de chauffage dans laquelle les produits de combustion à température supérieure des gaz réducteurs partiellement épuisés préchauffent le minerai, puis à travers une zone de réduction où le minerai préchauffé est mis en contact avec un gaz réducteur ayant une dilution de vapeur élevée et où le minerai se trouve à une tempréature de l'ordre d'environ 1100[deg.] à environ 1500[deg.]F. Ensuite,
le minerai magnétique produit dans la zone de réduction est re-
<EMI ID=5.1> tranférée à un mélange d'hydrocarbure et de CO gazeux dilué par
<EMI ID=6.1>
ensuite à la zone de réduction.
Il est important que les conditions dans la zone de refroidissement et dans la zone de réduction soient telles qui elles empêchent la formation d'oxyde ferreux. Il est également désirable, pour la même raison, d'obtenir un bon échange unifor-
<EMI ID=7.1>
la zone de refroidissement. Le procédé sera décrit plus en détail avec référence aux dessins annexés qui illustre des formes de réalisation préférées.
La figure 1 montre un schéma du procédé utilisant un four rotatif. La figure 2 montre un processus dans lequel le procédé est mis en oeuvre en deux phases avec des fours rotatifs.
Dans l'opération décrite avec référence à la figure 1, des fines de minerai d'hématite broyées et calibrées, d'une gamme d'environ 0,1 à 0,75 pouce sont alimentés à l'extrémité supérieure d'un four rotatif 1 pour une trémie d'alimentation de solides 2, qui peut recevoir les fines d'un appareil de dessiccation de fines fluidifiées 3 par un conduit 4.
Le four rotatif peut être de construction courante, par exemple une enveloppe cylindrique d'acier revêtue de réfractaire et inclinée à un angle, par exemple de 15[deg.], par rapport à l'horizontale.
Les fines de minerai pénétrant dans l'extrémité supérieure du four 1 descendant par gravité vers l'extrémité inférieur�e de décharge du four qui est dans un cylindre incliné tournant sur les anneaux d'entraînement ou de support 9 et 10.
Les fines de minerai passent d'abord à travers une section de préchauffage allant de l'entrée A de la charge dans le four jusqu'à la zone de combustion B, en vue de recevoir de la chaleur d'un gaz de combustion chaud circulant à contre-courant et formé en B par combustion du gaz réducteur épuisé avec de l'air ou de l'air plus un combustible ajouté, par des brûleurs à injection latéraux 11, l'air étant introduit pas lla. Les fines préchauffées jusqu'à la température nécessaire pour la ré-
<EMI ID=8.1>
les fines de minerai entrent en contact avec un gaz réducteur dilué à la vapeur et contenant du H2 comme agent réducteur prin-
<EMI ID=9.1>
de réduction en direction de l'extrémité de décharge D du four, est mis en contact avec un courant relativement plus froid de gaz réducteur dilué à la vapeur passant à contre-courant à travers la zone de refroidissement C-D.
Les zones de réduction et de refroidissement ont des actions qui se chevauchent, du fait qu'une petite partie de la réduction se développe dans la zone de refroidissement, jusqu'à ce que la température du minerai atteigne un niveau auquel le
<EMI ID=10.1>
fur et à mesure que le mélange gazeux dilué à la vapeur pénétrant par l'extrémité froide de la zone de refroidissement du four est chauffé et se rapproche de la zone de -séduction du mi-
<EMI ID=11.1>
trémité de décharge, il cède de la chaleur aux gaz dilués à la vapeur, de sorte que le minerai contenant du Fe304 lorsqu'il est déchargé dans le casier 12, se trouve à une température relativement basse, par exemple inférieure à 900[deg.]F, de préférence inférieure à 750[deg.]F.
L'oxyde de fer magnétique produit est retiré par la conduite 13 en vue d'un refroidissement et d'un traitement ulté-rieurs, par exemple un broyage, une séparation magnétique et une transformation en briquettes ou en boulettes d'une manière courante.
<EMI ID=12.1>
de la chaleur récupérée de gaz quittant l'extrémité supérieure du four, est introduite par la conduite 14 pour servir comme porteur de chaleur et agent de réaction avec l'hydrocarbure
et le CO.
Des vapeurs hydrocarburées, un gaz naturel ou des hydorcarbures liquides, par exemple une essence lourde ou une huile de chauffage, sont introduits par un conduit 15 dans la zone de refroidissement du minerai C-D, où les hydrocarbures subissent un cracking au moins partiel et un reforming avec la
<EMI ID=13.1>
certaine quantité de CO dilué par l'excès de vapeur.
Un autre gaz réducteur, par exemple un gaz pauvre ou un gaz à l'eau, peut être injecté par la conduite 16, si on le désire.
L'hydrocarbure introduit par la conduite 15 et la vapeur amenée par la conduite 14, qui arrivent dans la zone de refroidissement, subissent des réactions qui englobent un cracking de l'hydrocarbure, accompagné par réaction avec la vapeur
<EMI ID=14.1>
Ces réactions absorbent de la chaleur mais le résultat net est que le mélange gazeux est chauffé jusqu'à une température dési-
<EMI ID=15.1>
Un avantage spécial qui résulte des réactions de cracking et
de reforming dans la zone de refroidissement est le refroidissement supplémentaire du binerai, qui est obtenu. En outre, l'utilisation de la chaleur dans le minerai dans ce but améliore l'efficacité de l'utilisation du combustible par rapport à celle d'un procédé dans lequel le refcrming et le cracking du combustible sont réalisés dans un réacteur séparé en l'absence d'un minerai.
<EMI ID=16.1>
élevée. De la sorte, le courant de gaz chauffé se déplaçant
à travers la zone de préchauffage du minerai cède de la chaleur aux fines de minerai passant en sens opposé à travers ce gaz.
Les gaz chauds quittant l'extrémité supérieure A du four 1 sont enlevés par la conduite 17 à une température élevée
<EMI ID=17.1>
être envoyée par la conduite 18 dans le récipient 3 en vue d'une légère dessiccation préliminaire des fines de minerai fraîches alimentées dans ce récipient 3 par la conduite 19. Ces fines for-
<EMI ID=18.1>
récipient 3 par un séparateur de fines, par exemple un cyclone
21, et par une conduite 22 vers une cheminée.
L'entièreté ou la plus grande partie du gaz de combustion quittant le four 1 par le conduit 17 peut être envoyée par le conduit 23 à une cheminée à chaleur perdue 24 où de la chaleur est récupérée pour former de la vapeur envoyée au four 1. Le gaz de combustion résiduaire est envoyé à une cheminée par le conduit
25.
Au lieu d'utiliser un seul four comme montré à la figure 1, on peut utiliser un système à double four, comme montré à la figure 2, en vue d'obtenir certains avantages.
A la figure 2, les particules de minerai compcrtant du Fe203 sont alimentées par un conduit d'alimentation 101 dans la trémie de chargement de solides 102 formé dans un casier 103,
en vue de l'alimentation continue du minerai dans un four supé-
<EMI ID=19.1>
délimite une sorte de gaz de combustion, de manière que ce gaz , qui quitte l'extrémité supérieure du four 104, peut être enlevé par un conduit 106. Le casier 103 de la trémie 102 et la sortie
<EMI ID=20.1>
té depuis l'extrémité d'entrée du solide A du four 104 vers l'extrémités de décharge B, à contre-courant par rapport aux produits de combustion gazeux, formés par injection d'air comprimé introduit par la conduite 107 pour brûler les composants combustibles du gaz chaud venant du four inférieur 108 par le conduit
109 et tout combustible ajouté par la conduite 110. De la sorte, une zone de combustion à haute température est établie au voisinage de l'extrémité de décharge de solides B du four supérieur
104 pour former les produits de combustion gazeux précités, qui préchauffent le minerai de Fe203 jusqu'à la température nécessaire pour la réduction, par exemple 1100[deg.] et 1500[deg.]F.
Les produits de combustion gazeux circulant vers l'extrémité supérieure A du four 104 sont refroidis car ils cèdent de la chaleur au minerai de Fe203 mais restent à une température élevée, par exemple de
<EMI ID=21.1>
mité supérieure du four rotatif 108. La goulotte 111 et le conduit de sortie de gaz du four 108 sont enfermés dans un logement
112 qui est monté de manière étanche aux gaz sur l'extrémité inférieure B du four 104 et sur l'extrémité supérieure C du four
108.
Au fur et à mesure que les fines de minerai de Fe203 à
<EMI ID=22.1>
vers l'extrémité D de décharge des solides de ce four, elles sont d'abord mises en contact dans une zone de réduction avec un mé-lange gazeux chaud contenant des composants réducteurs, par
<EMI ID=23.1>
résiduaires fortement dilués par du H20 et du C02 gazeux. Ce mélange gazeux chaud résulte de la réaction de l'hydrocarbure
<EMI ID=24.1>
injectée par le conduit 114, par l'extrémité inférieure D du four 108.
<EMI ID=25.1>
minerai se déplaçant à contre-courant, dans lequel le Fe203 a été réduit en Fe304 près de la partie supérieure du four 108. Dans la réaction de reforming, le carbone de l'hydrocarbure s'oxyde en CO qui réagit ensuite avec de la yapeur d'eau pour former du
<EMI ID=26.1>
de la zone de réduction et dans la zone de réduction, où une certaine quantité de l'hydrogène naissant provenant de la décomposition de l'hydrocarbure et de la réaction de la vapeur se combine avec 1 oxygène du Fe203 pour former de l'eau. Le Fe203 est réduit en Fe304. Dans cette zone de réduction, une partie du CO
<EMI ID=27.1>
fisamment élevée de vapeur dans les gaz traversant la zone de réduction, par exemple pour une température de la zone de réduction de 1400[deg.]F an rendant le rapport des pression partielles de
<EMI ID=28.1>
environ 2,33, le Fe304 formé ne peut pas se réduire encore en FeO et en Fe, aux températures maintenus dans le four 108.
<EMI ID=29.1>
tion se refroidit jusqu'à une température inférieure, par exemple de 300[deg.] à 750[deg.]F, au moment où il atteint l'extrémité de décharge du four 108, où ces solides descendent dans la goulotte 115 qui est montée à glissement de manière étanche aux gaz sur le four rotatif 108. De la goulotte 115, les fines de Fe304 sont enlevées
<EMI ID=30.1> figure 1.
Une caractéristique fondamentale et distincte de la présente invention réside dans l'utilisation de vapeur comme
<EMI ID=31.1>
dissement et ensuite à travers la zone de réduction et les zones de préchauffage de minerai. La vapeur améliore la capacité thermique des gaz utilisés dans le transport de la chaleur à travers le ou les fours. Ceci est une caractéristique avantageuse sous divers rapports. L'utilisation de vapeur comme diluant plu-
<EMI ID=32.1>
pliquée et plus coûteuse requise pour le recyclage du gaz de combustion permet une meilleure récupération de chaleur du gaz
de combustion, et convient mieux pour la réaction avec l'hydrocar-
<EMI ID=33.1>
du mélange gazeux passant à travers la zone de refroidissement pour refroidir et stabiliser la matière grillée magnétique qui quitte la zone-de réduction, on peut injecter avec cette vapeur des quantités relativement petites d'un gaz réducteur industriel, par exemple du gaz à l'eau, du gaz pauvre, etc.
L'utilisation de vapeur au lieu de gaz de combustion dans le refroidissement présente l'avantage d'éliminer des problèmes soulevés par le transport des cendres, goudrons, carbone
<EMI ID=34.1>
système de recyclage du gaz de combustion.
Un minerai d'hématite de basse qualité, contenant 30
à 35% en poids de Fe, pris comme matière première à améliorer
de qualité en un produit grillé magnétique susceptible de concentration par séparation magnétique jusqu'à 55 à 70% en poids de Fe est d'abord broyé pour former des particules qui traversent un tamis à ouvertures de 3/4 de pouce. Le minerai broyé et calibré est alimenté à une température de 100[deg.]F dans la section de préchauffage d'un four, où le gaz de combustion sort à 500[deg.]F
et est envoyé à une chaudière à chaleur de rebut en vue d'engendrer de la vapeur.
Sur la base de 2240 livres d'alimentation de minerai par heure, la quantité de gaz de combustion quittant le four à
<EMI ID=35.1>
sont formés par de la vapeur d'eau.
Les particules de minerai traversant la section de pré-
<EMI ID=36.1>
combustion, au fur et à mesure que ces particules atteignent une zone où de l'air comprimé à 100[deg.]F est insufflé dans le four à une allure suffisante pour réaliser la combustion du CO , du
<EMI ID=37.1>
bustion et pour dispo_er d'une petite quantité de 02 par exemple moins de 1%, dans le gaz de combustion quittant le four.
<EMI ID=38.1>
tion en vue de leur contact avec du gaz réducteur dilué à la vapeur et qui a été formé et préchauffé dans la zone de refroidissement voisine. Les gaz pénètrent dans la zone de réduction en venant de la zone de refroidissement à 1300[deg.]F, c'est-à-dire, après avoir absorbé de la chaleur provenant du minerai -réduit qui est ainsi refroidi jusqu'à une température inférieure à envi-ron 800[deg.]F en vue de sa décharge.
<EMI ID=39.1>
jectées dans la zone de refroidissement du minerai grillé et réduit.:, subissant une décomposition qui a pour résultat la for-
<EMI ID=40.1>
l'extrémité chaude de la zone de refroidissement du minerai où les gaz se rapprochent de la zone de réduction, il y a une rapide absorption de chaleur dans cette zone.
En alimentant une essence lourde (naphta) au taux de 7 par
<EMI ID=41.1>
à un taux de 200 livres par longue tonne de minerai réduit de charge, un mélange convenable de gaz réducteurs est formé dans la zone de refroidissement.
Pour le type d'opération décrit, avec la température et la durée prévues en vue d'un cracking et d'un reforming importants de l'alimentation hydrooarburée d'essence lourde, les compositions et les quantités de gaz sont celles données au tableau suivant.
TABLEAU
Compositions et quantités de gaz
Base : 1 longue tonne (LT)
Alimentation d'essence lourde (liquide) 7 gal/LT Vapeur (250'F) 200 livres/LT Compositions des gaz, � vol.
<EMI ID=42.1>
<EMI ID=43.1>
Les hydrocarbures présents en de grandes concentrations dans un gaz réducteur pénétrant dans la zone de réduction peuvent provoquer une surréduotion importante. La présente invention tire avantage du oracking et du reforming des hydrocarbures dans une
<EMI ID=44.1>
efficace jusqu'à 100% et tout hydrocarbure résiduaire est bien mélangé et dilué.
Les études des frais ont montré que la gazéification
des hydrocarbures par réaction avec de la vapeur dans le four abaisse les frais d'opération de 40 à 50%, comparativement eux frais d'un procédé dans lequel du coke ou une huile minérale sont gazéifiés par combustion partielle avec de l'air en vue de produire le gaz réducteur à l'extérieur du four dans une installation courante
<EMI ID = 1.1>
The present invention relates to the process of improving iron ores, more particularly to reducing
<EMI ID = 2.1>
encompasses the use of large amounts of steam to dilute
reducing gas and, in a preferred embodiment, includes the use of steam with a hydrocarbon distillate
volatile for the formation of a mixture of reducing gas and
steam, used in the cooling of roasted ore, after preheating and reduction of the ore.
The idea of roasting low-quality non-magnetic ores to form a magnetic material that can be concentrated has been considered at length. One type of roasting process uses a rotary kiln or a fixed shaft type kiln, in which the ore particles are heated to
<EMI ID = 3.1>
using combustible gas, such as lean gas, mixed with recycled flue gas.
There are technical problems which arise in controlling the temperatures of the gases, their compositions and their rates of circulation in various parts of the system. Among others, there are the problems of reducing fuel requirements, the availability of certain fuels in certain locations, and the amount of labor required in the operation. Heat capacity and heat recovery
<EMI ID = 4.1>
gas recirculation machine and is more susceptible to effective control. A suitable plant for the present process is rotary kilns and solids fluidization vessels, which allow the finely divided ore solids to contact the gases in a state of high turbulence. Generally speaking, the fine ore particles are passed through a heating zone in which the higher temperature combustion products of the partially spent reducing gases preheat the ore, then through a reduction zone where the preheated ore. is contacted with a reducing gas having a high vapor dilution and where the ore is at a temperature in the range of about 1100 [deg.] to about 1500 [deg.] F. Then,
the magnetic ore produced in the reduction zone is re-
<EMI ID = 5.1> transferred to a mixture of hydrocarbon and CO gas diluted with
<EMI ID = 6.1>
then to the reduction zone.
It is important that the conditions in the cooling zone and in the reduction zone are such as to prevent the formation of ferrous oxide. It is also desirable, for the same reason, to obtain a good uniform exchange.
<EMI ID = 7.1>
the cooling zone. The process will be described in more detail with reference to the accompanying drawings which illustrate preferred embodiments.
Figure 1 shows a schematic of the process using a rotary kiln. Figure 2 shows a process in which the process is carried out in two phases with rotary kilns.
In the operation described with reference to Figure 1, crushed and graded hematite ore fines, ranging from about 0.1 to 0.75 inch are fed to the upper end of a rotary kiln. 1 for a solids feed hopper 2, which can receive the fines from a fluidized fines desiccator 3 through a conduit 4.
The rotary kiln may be of conventional construction, for example a cylindrical casing of steel lined with refractory and inclined at an angle, for example of 15 [deg.], To the horizontal.
The ore fines entering the upper end of kiln 1 descending by gravity to the lower discharge end of the kiln which is in an inclined cylinder rotating on the drive or support rings 9 and 10.
The ore fines first pass through a preheating section from the feed inlet A in the furnace to the combustion zone B, in order to receive heat from a circulating hot combustion gas. countercurrently and formed at B by combustion of the exhausted reducing gas with air or air plus added fuel, by side injection burners 11, the air being introduced by lla. The fines preheated to the temperature necessary for re-heating
<EMI ID = 8.1>
the ore fines come into contact with a reducing gas diluted with steam and containing H2 as the main reducing agent.
<EMI ID = 9.1>
direction towards the discharge end D of the furnace, is contacted with a relatively cooler stream of vapor-diluted reducing gas passing countercurrently through the cooling zone C-D.
The reduction and cooling zones have overlapping actions, as a small part of the reduction develops in the cooling zone, until the temperature of the ore reaches a level at which the
<EMI ID = 10.1>
as the vapor-diluted gas mixture entering through the cold end of the oven cooling zone is heated and approaches the mid-seduction zone
<EMI ID = 11.1>
At the discharge end, it transfers heat to the steam diluted gases, so that the ore containing Fe304 when discharged into bin 12 is at a relatively low temperature, for example below 900 [deg. ] F, preferably less than 750 [deg.] F.
The produced magnetic iron oxide is withdrawn through line 13 for subsequent cooling and treatment, for example grinding, magnetic separation and transformation into briquettes or pellets in a standard manner.
<EMI ID = 12.1>
heat recovered from gas leaving the upper end of the furnace is introduced through line 14 to serve as a heat carrier and reaction agent with the hydrocarbon
and CO.
Hydrocarbon vapors, natural gas or liquid hydorcarbons, for example heavy gasoline or heating oil, are introduced through a conduit 15 into the CD ore cooling zone, where the hydrocarbons undergo at least partial cracking and reforming. with the
<EMI ID = 13.1>
certain amount of CO diluted by excess steam.
Another reducing gas, for example a lean gas or a water gas, can be injected through line 16, if desired.
The hydrocarbon introduced through line 15 and the steam supplied through line 14, which arrive in the cooling zone, undergo reactions which include cracking of the hydrocarbon, accompanied by reaction with the steam.
<EMI ID = 14.1>
These reactions absorb heat but the net result is that the gas mixture is heated to a desired temperature.
<EMI ID = 15.1>
A special advantage that results from cracking reactions and
reforming in the cooling zone is the additional cooling of the binerai, which is obtained. Furthermore, the use of heat in the ore for this purpose improves the efficiency of the fuel use over that of a process in which the refcrming and cracking of the fuel is carried out in a separate reactor in l. absence of an ore.
<EMI ID = 16.1>
high. In this way, the heated gas stream moving
through the preheating zone the ore gives up heat to the ore fines passing in the opposite direction through this gas.
The hot gases leaving the upper end A of the furnace 1 are removed through line 17 at a high temperature
<EMI ID = 17.1>
be sent through line 18 into container 3 for a slight preliminary drying of the fresh ore fines fed into this container 3 through line 19. These fines form
<EMI ID = 18.1>
container 3 by a fines separator, for example a cyclone
21, and by a pipe 22 to a chimney.
All or most of the combustion gas leaving furnace 1 through line 17 can be sent through line 23 to a waste heat stack 24 where heat is recovered to form steam sent to furnace 1. The waste combustion gas is sent to a chimney through the duct
25.
Instead of using a single oven as shown in Figure 1, a double oven system, as shown in Figure 2, can be used in order to achieve certain advantages.
In FIG. 2, the ore particles comprising Fe 2 O 3 are fed through a feed duct 101 into the solids loading hopper 102 formed in a bin 103,
for the continuous feeding of ore into a top furnace
<EMI ID = 19.1>
delimits a kind of combustion gas, so that this gas, which leaves the upper end of the furnace 104, can be removed through a duct 106. The bin 103 of the hopper 102 and the outlet
<EMI ID = 20.1>
tee from the inlet end of the solid A of the furnace 104 to the discharge ends B, countercurrent to the gaseous combustion products, formed by injection of compressed air introduced through the line 107 to burn the components hot gas fuels coming from the lower furnace 108 through the duct
109 and any fuel added through line 110. In this way, a high temperature combustion zone is established in the vicinity of the solids discharge end B of the upper furnace
104 to form the aforementioned gaseous combustion products which preheat the Fe 2 O 3 ore to the temperature necessary for reduction, for example 1100 [deg.] And 1500 [deg.] F.
The gaseous combustion products flowing to the upper end A of the furnace 104 are cooled because they give up heat to the Fe 2 O 3 ore but remain at a high temperature, for example of
<EMI ID = 21.1>
upper end of the rotary kiln 108. The chute 111 and the gas outlet duct of the kiln 108 are enclosed in a housing
112 which is mounted in a gas-tight manner on the lower end B of the oven 104 and on the upper end C of the oven
108.
As the ore fines from Fe203 to
<EMI ID = 22.1>
towards the solids discharge end D of this furnace, they are first brought into contact in a reduction zone with a hot gaseous mixture containing reducing components, for example
<EMI ID = 23.1>
residuals strongly diluted with H20 and CO2 gas. This hot gas mixture results from the reaction of the hydrocarbon
<EMI ID = 24.1>
injected through line 114, through the lower end D of oven 108.
<EMI ID = 25.1>
countercurrently moving ore, in which the Fe203 has been reduced to Fe304 near the top of furnace 108. In the reforming reaction, the carbon in the hydrocarbon oxidizes to CO which then reacts with steam of water to form
<EMI ID = 26.1>
from the reduction zone and into the reduction zone, where a certain amount of the nascent hydrogen from the decomposition of the hydrocarbon and the reaction of the vapor combines with the oxygen of the Fe203 to form water. Fe203 is reduced to Fe304. In this reduction zone, part of the CO
<EMI ID = 27.1>
sufficiently high vapor in the gases passing through the reduction zone, for example for a temperature of the reduction zone of 1400 [deg.] F an rendering the partial pressure ratio of
<EMI ID = 28.1>
about 2.33, the Fe304 formed cannot further reduce to FeO and Fe, at the temperatures maintained in furnace 108.
<EMI ID = 29.1>
tion cools to a lower temperature, for example from 300 [deg.] to 750 [deg.] F, by the time it reaches the discharge end of furnace 108, where these solids descend into the chute 115 which is slidably mounted in a gas-tight manner on the rotary kiln 108. From the chute 115 the Fe304 fines are removed
<EMI ID = 30.1> figure 1.
A fundamental and distinct feature of the present invention is the use of steam as
<EMI ID = 31.1>
and then through the reduction zone and ore preheating zones. Steam improves the heat capacity of gases used in transporting heat through the furnace (s). This is an advantageous feature in various respects. The use of steam as a thinner more
<EMI ID = 32.1>
complicated and more expensive required for recycling the flue gas allows better heat recovery from the gas
combustion, and is more suitable for the reaction with the hydrocar-
<EMI ID = 33.1>
of the gas mixture passing through the cooling zone to cool and stabilize the magnetic grilled material which leaves the reduction zone, relatively small quantities of an industrial reducing gas can be injected with this vapor, for example gas with water, lean gas, etc.
The use of steam instead of combustion gases in cooling has the advantage of eliminating problems raised by the transport of ash, tars, carbon
<EMI ID = 34.1>
flue gas recycling system.
A low grade hematite ore, containing 30
to 35% by weight of Fe, taken as raw material to be improved
A grade of magnetic roast capable of concentration by magnetic separation up to 55-70% by weight Fe is first crushed to form particles which pass through a screen with 3/4 inch openings. The crushed and graded ore is fed at a temperature of 100 [deg.] F into the preheating section of a kiln, where the flue gas comes out at 500 [deg.] F
and is sent to a waste heat boiler to generate steam.
Based on 2240 pounds of ore feed per hour, the amount of flue gas leaving the kiln at
<EMI ID = 35.1>
are formed by water vapor.
The ore particles passing through the pre- section
<EMI ID = 36.1>
combustion, as these particles reach a zone where air compressed to 100 [deg.] F is blown into the furnace at a rate sufficient to achieve combustion of the CO,
<EMI ID = 37.1>
bustion and to dispo_er a small amount of O 2, for example less than 1%, in the combustion gas leaving the furnace.
<EMI ID = 38.1>
tion with a view to their contact with reducing gas diluted with vapor and which has been formed and preheated in the adjacent cooling zone. The gases enter the reduction zone from the cooling zone at 1300 [deg.] F, that is, after having absorbed heat from the reduced ore which is thus cooled to a temperature. temperature below approx. 800 [deg.] F for its discharge.
<EMI ID = 39.1>
thrown into the cooling zone of the roasted and reduced ore.:, undergoing decomposition which results in the for-
<EMI ID = 40.1>
at the hot end of the ore cooling zone where the gases approach the reduction zone, there is rapid heat absorption in this zone.
By feeding heavy gasoline (naphtha) at the rate of 7 per
<EMI ID = 41.1>
At a rate of 200 pounds per long ton of reduced ore feed, a suitable mixture of reducing gases is formed in the cooling zone.
For the type of operation described, with the temperature and duration planned for a significant cracking and reforming of the hydroarburized heavy gasoline feed, the compositions and quantities of gas are those given in the following table .
BOARD
Compositions and quantities of gas
Base: 1 long ton (LT)
Heavy Gasoline Supply (Liquid) 7 gal / LT Vapor (250'F) 200 lbs / LT Gas Compositions, flight.
<EMI ID = 42.1>
<EMI ID = 43.1>
Hydrocarbons present in high concentrations in a reducing gas entering the reduction zone can cause significant over-reduction. The present invention takes advantage of the oracking and reforming of hydrocarbons in a
<EMI ID = 44.1>
effective up to 100% and any residual oil is well mixed and diluted.
Cost studies have shown that gasification
of hydrocarbons by reaction with steam in the furnace lowers operating costs by 40 to 50%, compared to those costs of a process in which coke or mineral oil are gasified by partial combustion with air in sight to produce the reducing gas outside the furnace in a common installation