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La présente invention concerne, de manière général la métallurgie et elle est plue particulièrement relative à la préparation de charge de réduction métallurgiques d'un type convenant idéalement comme charge d'alimentation pour des tours de fusion électriques. En particulier, l'invention vise prin- oipalement la préparation de chargea de réduction chaude , prés- lablement réduites, stabilisées et capables de s'écouler libre- ment, à partir d'une grande variété de matières premier , par application d'un mécanisme unique et différentiel de traite- ment thermique et de réduction gazeuse dans un four rotatif.
L'invention eet également relative à des structures améliorée$ de fours et à des technique* opératoires améliorées*
Il est de règle qu'un réaoteur métallurgique fonc- tionne de manière plue efficiente lorsqu'on utilise une matière dont les propriétés chimiques et physiques ne varient pas dans une mesure appréciable pendant un intervalle de tempe prolongé.
Par ailleurs, dans un tel réacteur, une matière première de haute qualité permet toujours une production plue importante qu'une matière première de faible qualité. Ces principes ont été démontrée de manière péremptoire au 'cours des années récen- tes par l'application de nombreuses techniques de concentration, d'amélioration et de frittagé a des minerais de mauvaisse qua- lité tels que les taconites et minerai. analogues, ces techni- que.
ayant donné lieu à l'obtention de charges de réduction
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préparées ou synthétiques qui, dans maint cas, ont presque dou-, blé le rendement des haute fourneaux classiques.
Le four rotatif alimenté au gaz ou à l'huile ocou- pe depuis longtemps une position enviable dans ce domaine, maie par suite de la nature opératoire inhérente à ce type de four, le nombre de fonction% désirables qu'il peut exécuter dans un procédé donné est nécessairement limité.
lien fonctions pour lesquelles un four rotatif est utilisé le plue communément comportent des opérations de déshydratation et de calcination, le grillage de loutre et d'arsenic dans des conditions oxydan- tes et la pré-réduction de produite métalliques dans des con- ditions réductrices* Il est de pratique courante dans maintes installations du combiner le premier de ces objectifs avec l'un ou l'autre des deux autres , mais les deux dernières fonc- tions s'excluent évidemment l'une l'autre. Cette restriction inhérente aux conditions oxydantes ou réductrices imposent une sévère limitation à l'utilité des tours rotatif.,
étant donné que de nombreuses matières de départ contenant du soufre,, de l'arsenic etc. constitueraient un charge bien meilleure pour le four si le soufre et les matières analogues pouvaient Être éliminée et si les produits métalliques pouvaient être pré-réduits dans une mesure substantielle en une seule opéra- tien.
La plupart des opérations d'amélioration en usage à l'heure actuelle concernent pri@@@alement l'augmentation de la qualité su minerai lui-même et la préparation de la charge pour le four comprenant des agents réducteurs et des fondante ainsi que du minerai se fait soit dans le four, soit juste avant:
le chargement dune le four* Une exception notable cet- te pratique cet constituée par la scorie (auto fondante" , dans
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laquelle de la chaux ou un autre fondant approprié est mélan- de au minerai avant le frittages La préparation d'autre. constituante de 1i..du four, la eookéfaotloa de charbons et la combustion de la chaux et des matières analogue@ ne font séparément dane des installations de ('ook'taot:
1oD ,de. tours à chaux ou d'autre. appareils qui augmentent tous le coût du produit, tant en ce qui concerne le capital engagé que les frais de production proprement dite, Ceci s'ajoute évidemment au coût des machines de frittage, tours et autres appareils utilisée pour préparer le minerai lui-même.
Un autre problème qui se pont lors du fonctionnement des fours classiques réside dune le fait que la vitesse du
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gaz de sortie est généralement suffisantcpour entraîner de fin nes particules de minerai et d'agent réducteur hors du tour.
Ceci donne lieu à des pertes substantielle, en poussière, en particulier dois le cas où l'on traite des minerais fine. La
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récupération et le rechargement de ces matières fines e'avè- rent inadéquat..,parce que ces matières fines constituent
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une charge en circulation qui n'accumule rapidement jusqu'a une grandeur telle que cette charge ne puiHo plue être triai- tée.
Dans la marche normale des tour. ratotifta, le chaut-' luge est assuré par combustion de charbon pulvérisé d'huile ou de gaz à l'extrémité de décharge, dans un capot de combustion*
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L'air néconnaïre à la combustion est aspiré dans ce capot et dans le four par tirage naturel à l'aide d'une cheminée ou par un ventilateur à tirage induit.
De l'air supplémentaire t.
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est généralement pr4-m'11at1gé au combustible à l'aide d'une soufflerie noue pression@
Pour que le tour fonctionne efficacement, une quan- tité suffisante d'air doit y entrer à l'endroit du capot de
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combustion pour brûler complètement le combustibles C'est
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pourquoi, l'extrémité où a lieu la ooabustion du four lit chaut1'4e à une température beaucoup plus élevée que le restant du four, étant donné que la majeure partie de la combustion se fait dans le premier quart ou dans le premier cinquième du four* Pour réduire la température dans cette partit du tour,
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l'air en excès ,fout lirl<' 0.11'11" dans l',x1..;
1I1t' de combuationg en sorte 41.\ 'UI.. atllo81!Mu.., oxydants est maintenu* sur toute la longueur du four. Comme on l'a signalé plus haut, lorsqu'une
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réduction totale ou tartiells des minerais doit être obtenue dans le four une atmosphère oxydante n'est pas désirable* Le point de fusion Qes nombreux types de mélangeai de cineraig de tondant, de ooabuatibloo etc,. oocQmunimant utilités dans les tours varie entre environ 950*0 et 1260*0.
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Il .' a,'1 t de la température de fusion naissant@ dans le four tenlidrature à laquelle un dépôt de minerai fondu et de fondant *et observé sur les parois du four* Pour que la marche du tour soit exempt* de trouble, il est nécessaire d'opérer à une tem-
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pc- rature quelque peu inférieure à cette température critique à l'extrémité de combustion du tour.
Jusqu'à prêtent, la pré-réduotîon dans le tour 8 'effectuait principalement à l'aide de carbone# une mesure Cuurante a conuietdi par exemple, à comprimer du charbon fine- ment divisé ju du coke finement divisé et du minerai, de l1uS." re à former des briquettes, en assurant ainsi un oontaot in-
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time entre les matières solides* Lorsqu'on opère avec Itextré- it<6 de combustion du tour à une température comprise entre 955 et 126000 environ, la temp6ratura mi-longueur du four *et i.ormulement do 427 à 64900 environ. A cou températures,
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la réduction des oxydes de fer au moyen de carbone est très lente. Ainsi$lorsque la durée de séjour total est de trois heures dans un four d'une longueur d'environ 24,4 m, le temps affectif pour la réduction du minorai est d'une heure et demie ou moins.
Lorsque la température augmente, la vitesse de réduc- tion augmente également jusqu'à être très rapide à une tempé- rature d'environ 982 C. Cependant, même à cette température, il faut du tempe pour que le 00 diffuse dans les particules de minerai, pour former du 002 et pour que le C02 diffuse à l'ex- térieur du la charge, de façon que la réduction 'opère selon les équations suivantes pour le minerai de fer :
Fe2O3 + CO - 2FeO + C02 Ci.7
FeO + CO = Fe + CO2 [2]
Pour obtenir des température* plus élevées à mi- longueur du four, de l'air peut être admis par un registre au voisinage do la partie supérieure du capot de combustions Ce- pendant, cet air se stratifié dans le four et ' écoule le long de la voûte de celui-ci sur un quart à un tiers de la longueur du tours A cet endroit, cet air diffuse apparemment dans toute la section transversale du four et réagit avec une partie du carbone et avec les gaz volatils résiduels provenant du char- bon se trouvant dans la ccuche de minerai,
en créant une sont de combustion excessivement chaude. En conséquence, des an- neaux en forme de beignets ont tendance à se former, ces anneaux étant constituera minerai, de fondant et de cendres de charbon.
Ces anneaux peuvent n'étendre sur 20 à 50 de la longueur du tour à partir de l'extrémité de décharge de celui-ci et peuvent être d'une Importance telle qu'ils entraînent une inter- ruption complète de la marche du tour.
Pour une réduction en phaue solide et gazeuse de
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minerai due un four rotatif, du carbone doit être priment pour que les réactions supplémentaires suivantes aient lieu:
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'e0 * * 2 "eG + 00 '.7 700 t z le + 00 4.7 d'uau présents on a généralement mélange du car- bone sous forme de charbon ou de coke au minerai et à des fon- dont et on a chargé le mélange à l'extrémité d'alimentation du
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tour.
Avec le airke, qui ne contient que 1 à 2 $ de matière volatile"oao constitue un procédé satisfaisant de fourniture du carbone* Le charbon à faible teneur en mat1rvolatile. du type Pocohontas contenant 16 à 19 de ratière volatile peut également, ttre introduit à lf extrémité d'alimentation, b bien que l'emploi d'un tel charbon donne des résultat. moins aatioi'aisants. :Ûoroq4o le charbon avance dans le four et atteint les parties lea plue chaudes de celui-ci, il est de*. barrasse des matières volatiles et, étant donné qu'il y a peu d'oxygène dans l'atmosphère réductrice du four, la majeu- re partie des matières volatiles quitte le four sous forme du
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OO,H2 et Ch4 mbrlé8.
Cependant, une petite quantité seule- ment de chaleur est .perdue dans les goudrons distilles, car la matière volatile provenant de ce charbon ne contient que
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7,56 à 11 t;4 litrea environ de goudron .'or tonne de charbon, L'emploi de oharboneà forte teneur en matière volatile!, qui contiennent généralement environ p2 à 40 du mat1brevoll.t1le, n'est ,.an considéré oopuae pratique à l'extrémité u1 alimenta- tion d'un four, à cause du fait que la quantité de gaz relatif ve est presque doublée et à cause de la grande quantité de
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goudron produite (?,8 5,,6 litres par tonne de charbon).
Les matières volatiles non brayées et les goudrons représen- tent non seulement une grande perte de chaleur supplémentaire! maie ces matières chargent la fumée qui quitte le tour en
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ornant des difficultés par bouchage et adhérence dans le col- lecteur de poussière et l'appareillage auxiliaire les lignites peuvenit contenir 40 à 50 de matiè- res volatile. et donnent jusqu'à 75,6 litre$ de goudron ou davantage par distillation en l'absence d'oxygène.
Les pertes de chaleur et,les entraves du au goudron que l'on éprouve lorsqu'on s'efforce d'utiliser des lignites à l'extrémité d'alimentation du four sont encore plus grand* dans un four à atmosphère neutre ou réductrice que lorsqu'on utilise des charbons à forte teneur en matière volatils* Cependant, les lignites ne fondent pas et les problèmes d'adhérence ou d'in- orustations ne ee posent pas comme avec le* charbons cokefiants à forte teneur en matière* volatiles. les problèmes précités apparemment insurmontables liée à l'utilisation de charbon à teneur élevée en matière:
volatiles dans unfour rotatif ont conduit les chercheurs à ne pas utiliser un tel charbon dans ce four et lorsqu'il s'est agi' d'utiliser des gaz fortement réducteurs télé que l'hydrogène et le méthane dans un tel four, ces chercheurs ont fait appel à due générateurs de gaz distincte produisant des mutantes de ces gaz, ou, dans certaine cas, à des procédés exigeant l'emploi d'hydrogène de pureté relativement élevée, laissant aux autres le soin de mettre/un dispositif pour pro- duire ce gaz eux une base économique.
Lorsque des hydrocarbu- res volatilsont été utilisés dans des fours rotatifs, leur application a été limitée jusqu'ici à la fourniture d'unités thermique nécessaires pour entretenir les réductions au car- bone et au monoxyde de carbone. Bien entendu, cette utilisai tion était toujours limitée par les problèmes sus/décrits.
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Certaine minarais de fer et oharbon contiennent du aoufrt boue 1a tome de pyrite (les 2)* Dans une atmosphère reduetriect 1" soufre ne peut pas étre brftlé efficacement tala doab une atmosphère ydnatt, le soufre peut étre brûlé*
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belon les réaction$ suivantes t
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?os2 # 302 a 760 + 230 2 4c5l 2 Foc + 1120 2 ?O 203 C 6-7 DUO c CM .e aoufr-9 est éliminé du minerai et est 4 chargé da tour nous forme do 302 caseuxo Comme on 1#4 dt jà aignaldt il serait très souhaitable au point de vue économique d':
'asr lc ouf ce par combustion dans la tour
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de réduction*
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Dana la mise au point dstproodsde fusion du tra Po f3tr&tegio-Udy lirégient très divers les caraotériati- que* souhaitables de mme que les problèmes de fonctionnement . des four rotatifs ont dt± élieidde âans une mesure étendue
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en ce sens qu'un four rotatif a été utilisé@ à divers moment*
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avec toutes les charges oued -écrites tant tt des fin* oxydante$ qu'à des fin* rdtuotrioose De manière générale , sur la base des études et observation@ des limitations imposée@ au totio- '
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tionnement des tours rotatif<, la présente invention a pour '
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objet un procédé intégré, dans lequel toutes les fonotions
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ruedéoritea, y compris l'utilisation dés capacités de y<duo" tion entière,
de charbon à forte teneur en matières volatile*
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peuvent être exécutées simultanément dans un seul four, en
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sorte que l'avantage supplémentaire est obtenu, selon lequel l
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le produit déchargé du tour constitue une charge complète
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contenant tuus les dldpentaty compris l'agent réducteur oarbani-t
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que nécessaire pour une opération de fusion réductrice efficace
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Il devient ainsi possible en une seule opération continue
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de calciner la charge du tour rotatif en dliainant le ft4 et les autres li,atibres volatiles de cette charges de déshydrater la charget d'oxyder et d'éliminer le soufre et ltartenioj d'élie miner lf oxygène du minerai en réalisant une réduction partielle.
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de friper le$ ilartiCUles fines de manière à former des agglomé- rats plus groe, ce qui supprime les perlée par entraînement de poussière , d'utiliser les matières volatiles de l'agent rédac-
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teur de manier efficace jar craokage dot hydrocarbures et cokéfaction de l'agent réducteur, de régler la teneur en car borne résiduel final du produit déchargé du tour à une valeur
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désirée et, de manière générale, d'obtenir à l'extrémité des décharge du tour une charge complète de composition cons- tante et réglée de Manière précise en vue d'une réduction ultérieure.
Ainsi en comparaison des appareils classique$@
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le seul four rotatif fonctionne comme desoicatourp comme ins- tallation de frittage, comme four à coke et comme la partie supérieure d'un haut fourneau.
Les capacités de réduction d'un tour actionne selon
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les principes de la présente invention constituent une ..4U,o- ration très substantielle par rapport aux procédés de la tech- nique antérieur** Elles sont basées sur la reconnaissance
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et le réglage de deux facteurs qui ont été soit ignorés # soi t traitée orrondment par les chercheurs antérieure. Le premier de ces facteurs est la relation entre l'atmosphère du tour et l'atmosphère de la couche ou charge y contenue.
Bien que le caractère de l'atmosphère régnant dans un four soit aisé- ment déterminable, en ce qui concerne les capacités d'oxydation ou de réduction, l'atmosphère régnant dans la couche ou charge
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est beaucoup plus complexe, t cette/atmosphère étant intimement
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lit;;;
" la totalité de toutes les réactions chimiques interne* l.nnt dané cette couche En adoptant le système d'approohe qui coneiste à analycer d'abord toutes les réactions possibles qui pourraient avoir lieu C(±"ltl la couche et en postulant un modèle lapait on 5. eut comparer celui-ci avo ce que l'on obier* ve eti pratique et on peut ainsi déterminer les phaf fJf!1!I 1!h;'8i<!!ü néc(Jofla:!.rQB pour réaliser les conditions 14'.... les \!;e !1an1ère. les études auxquelles la demanderons* aleot 11 ²l'etlo l'on conduite au eeoond facteur oruoial, qui est le facteur -,le charge. l'expression nfactour de charge* est utilisée 63M le rréeent mmo1re pour dl.1gner le pourcentage
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.t .1 <. section "11I':HBvereale totale du fout qui est occupe par 3.:. ,.".î,0 t â..,r. lia présente invention est bandegon par- tie, ILr' .-. dJl uv;
rr=c selon laquelle par un réglage précis du JY .'aa de ehaege 1')' de la durée de séjour ainsi que par "JI! :;r, s '} < la :T)1'n.t\.u'e sur toute la longueur du tour, on "'1'11. l' .l!'' '1l} sorte ou@ dqg l'hydrogène, uu méthane et d'au- . y i ' ,'rKt=.. F ;, soient produite par 1\8 ; ;;atières à forte tvîiôu ';;H ,,;I,t; **" v-'JlIj.t1..i<:" P fin l :)'t utiliser 0'1 gaI pou la pn','< ''..j'.. #}- l", ''''0 !4j"1i entendu, ceci t'ajouts au Lj6Q\- ni",:,:, bzz: ,".# '<#' ion ..i.UJ!! "'..rE'!'\l'1Ue de réduction par contact tJo- '!1''"<-' ' >.y Útr'!\r\1'Af! fvee le minerai t'1. du ruduotion iU;'fJUtu r3t rt .,,rE.xrrr:^ 'ic a:x'37t7p .1.1 <::;....'1; oviJeut que las réactions chimiques x&ete que , '" u ,.; ax k: . . (:T1IÀl\ilt ea pré-rèduotion dune un tuur ru.
\ü1;U' '1. , ,.. ' n J. > f),'III.iH.><1i tien chimique et m1ndrnloc1que du mil,;:..'b\ $JH.r'.)' .1'])' ..:l1V J.uuet Ainsi, le système idéal et ,nr oonfl+5\.l.."'t J.\ facteur t.1' courge le, température et la durée de séjour û iiifr le four varieront égnleuent d'un minerai a l'autre, o 1.1 peml f;\nv;.. 1). deuamiereeue ne oonnait aucun cas eu le facteur
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et charge doit lire eupdrluur à 15 e et, dans la majorité des minerais traitée, 11 facteur de charge compris entre 6 Jf et il % s'est révêlé satisfaisant.
Il est intéressant de noter
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que les charcheure ont, lorsqu'ils ont parlé d'un facteur de
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charge déterminé généralement un chiffre compris entre 25 et 35 i*t La demanderesse a constate qu'avec de tel. facteur* de charge l'atmosphère où four n'a virtuellement aucun effet sur les rèautJ,oe4o as dans la couche ou charge et qu'une réduction très faible peut avoir lieu.
Ceci est dt au fait qu'une couche épaisse ne paut pas Otre réglée en ce qui concerne la température et le caractère réducteur par l'atmoe
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sphère du tour* Par contre, la présente invention permet un
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réglage précis des C0nalT.inB régnnt uano la couche par ajus- tement de la. température f<t des capacités de réduction de liat. moophére se trouvant ou '}'1':l!\H'1 (le ladite couche, en aorte
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qu'aucune des 01 tri, <,: 5"= "'u.oH,ent1onnÓeEJ n'est rencontré Oe mécanisme de ré;:lnE-: .. < ,,,,e plue en détail o1-d8880U8.
Jour tl .t. a..4 ..)n i"f,;,. : i'. s ?!s C'i'ii'lète de l'hématite les réaction u.tvi '4 s'ic' 1,(.(''1<-H,e,:!.'ef!
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D<:6 r;°,.=tn; d- reçue tien intermédiaires tel que des rt1aotior.e o trM&!U:;m1'..i:.J CIO Tla:tite en magnétite, de !agnotite en wuetit;>, si ne III'18tHe In fier ae produisent dga- lM:Mtt avço ie l' 'l,: c1l"o:hl" t 'lu !!!('thf..ne et/ou du monoxyde de carbone, 11 et bien tonne que lorequ 1 en l t absence d'oxygène dts charbons sont chs-turf4et il se dégage de l'hydrogène, du me- thane, du monoxyde de caroono et dautroe gaz dans une moindre meeure.
Aine:!., loroqt4e {ÎIAf.I charhone sont carbonisé , le gaz de distillation >ç-ut n4,ci4 20 b. 60 ?' d'hydrogène, 25 il 50 ±
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de a4thane et 9 * 7' - de monoxyde de carbone 'La composition
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dépend du type de charbon utilité,de la température de car-
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boniAStion, du type de carbon11'u et d'autre* facteurs moine
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importants*
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Aux teatperatureo dlav6er,urm partie du .'thane subit un craokcge en formant une molécule de carbone et deux molécules dyd'rogëns. Les goudron* présente dans le gaz de distillation subissent égrtlsnent un oraokase en carbone et hydrogène.
Ainsi, une quantité .uvpl'n.entaire d'h1c1ro'ne devient disponible@ lorsque le gaz de distillation ont chauf- fé à la température de crackageo Dans le proodd4 suivant la prêtent* invention, du charbon à t'orta teneur en matière volatile ont ajouté en un ou* de vr6t'renoe, en plusieurs endroit. le long du c0t<< du tour, où la température est 8uttleammtnt élevée pour qu'un* distillation 1'd1at.
du charbon soit amorode, Des quantités st urë 8 dtmlr comprimé sont admise* en un grand nombre de
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pointe le long du côté du tour avant, entre et après les dit'*
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positif* d'Hlimentat10n en charbon@
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Seul*, une petite quantité d'air est injectée en
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un point ddtermind afin d't#pêoher une combustion complète du carbone# de* matières volatil** ou des yas de réduction (par exemple CQ) L'air brûle complètement sous forme d'une flamme dans 19atmosphère gasstust et trouvant au contre du four, <x<t0" tettont 1 lu ta$m$ manière que du gaz brûlant dans de l'airs Par
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suite du facteur de charge en question et du dégagement libre
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de ga par la couche il ne resté lias d'air pour la combustion
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du carbone our ou dans la couche de minerai se trouvant dans le tour.
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lorsque le charbon entrant tombe sur la couche ohau- de de minerai, il commence immédiatement a distiller en 11b'-
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rant d'abord des hydrocarbures supérieurs allant du méthane aux goudrons* L'air provenant doit orifices d'air les plus pro- ches brûle partiellement et/ ou cracke ces hydrocarbures riches et fournit de la chaleur pour le procédé* lors de la carbonisation du charbon. les hydrocarbu- res les plus riches ou les plus lourde distillent d'abord et au fur et à mesure que le tempe s'écoule, la teneur en hydro- gêne augmente graduellement jusqu'à ce que vers la fin de la carbonisation la teneur en hydrogène du gaz de distillation atteigne éventuellement 80 à 90 %.
Il est à noter qu'il fait du temps pour la carbonisation, ce tempe dépendant de la tempéra- ture, les températures de la couche de Minerai et la durée de séjour de celle-ci 4. ne le tour sont, par conséquent* réglées, pour que l'on dispose de suffisamment de temps pour qu'il y ait toujours un jeu d'hydrogène présent dans la couche de minerai dans tout le four après les endroits o le charbon est ajouta.
A cause de l'action de malaxage du four rotatif, le charbon qui distille se mélange au minerai dans la couche et libère de l'hydrogène et du méthane dans cette couche, en sorte qu'une réduction du minerai s'y produit. De échantil- lons de gaz prélevés dans la couche en divers pointa le long du four confirment cette théorie et sont indiquée dans les exemples.
En plus du procédé de production d'atmosphère for- tement réductrice dans la couche constituée d'hydrogène, de méthane et de monoxyde de carbone provenant de charbon., de lignites et d'autre. matières carbonée solides à forte teneur en matière volatile, la demanderesse a également mis au point un autre procédé d'injection de gaz naturel le long du tour,
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de façon que ce eau pénètre dans le four en dessous de 1* aoa* che et subisse pendant qu'il traverse celle-ci de bas en haut, un craokage en carbone et hydrogène gateuxe Du gas naturel et d'autre gaz contenant un licurcentage substantiel de 4tbo,4.
ne peuvent être utilisée pour former 1* hydrogène errant de gaz réducteur, ainsi que de combustible pour le aystèoe lerw-' qu'il brûla aud.8ue de la coucha de minorai* On sait que la vitesse de réduction de* ï'4<Mr<d<t augmente avec la température et qutà une t..p4tIre 4oao4 l t hyù t'ogène réduit à une vites** un peu plus ilevît que le inonoxyde de carbone* On tait aussi que plan le rapport CO t CO2 est élevé ou plue le rapport H2* H2 0 *et <1<!, pl- la réduction est rapide.
Un avantage important de 1. pri..... te invention réside dans le fait que@ en tr1..., 1& te tien d'hydrogène dans la couche de minerai at t.., 4mam la four)) lh réduction rrogrouse à une T1te... pl 410 * et & un température plue faible qwt <c la était i aalt l la8CJ,lK'-' présent, Ainui, avec un mttlaffl particulltc de 4.. fondant et de cendre* de charbon <Mt < comt\8W q qo 1. patuan de fusion ou plutôt le point ci. ±\&,108 Mi--. itut tlleorrâpw roll 102)-0.
Il était at' 0..""".1;, ."""'n de 1"atn marcher le tourodi façon que la t....tar8 , l' triUc l% tm plus ohAU4..t..t-d1" à Ilextrfut+A de t4obume *qexz4g* pue cette valeur* Dans ces 'OO8I1t10188 opdmtelx e 1* enz dient de hltpérature à i*rtir de l 'n1II1W <S 4*ohws * tour était tel qui 18 a ta l tttt% 4 c*tt% atlWtW 60 déoharp, la Ullp4r."ul"e n* était plu* %xe te '110-0 *&v3xux, <3cMn<; on le etît, 1....0""''''' 4* M4,tUq t8. tq|ii i 'à Itaitt de carbone et de i&onaxjr4 te 4*rbb w#% T'taeMMtt!:
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lentf à cette température.
Cependant, en engendrant 4. l'hl- drogène danse la couche de minerai elle-méme, un réaotït posée
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dent une vitesse de réaction plus élevée que celle du CO est
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rendu disponible et le rapport des gen réducteurs au 0 2 est
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augmenté* Cet deux facteurs ont tendance à produire un degré de réduction sensiblement plus élevée En ce qui concerne l'appareil préféré dans lequel
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le roo6d' aundécrit llut dtre exuouté, on utilité oonfor- mément a l'invention, un four rotatif équipé du tuyaux ou do rifices d'entrée attendent à l'intérieur de oe tour et par les
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<tê<tl0t l'air de combustion ieout être admis , selon les besoin , de. * A':11'S orte quelle zone particulière du tour.
Un ou plu-
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sieurs dispositifs de chargement du type généralement utilisé
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jusqu'à r'8Dt, 1' occasion; par des opérateurs de fours rotatif* sont disposés la long du four, tandis qu'un autre type de 6:1 Ojolti:t de chargement capable de projeter des matières 114.. de petites dimeneione dans le four ne trouve k l'.xtr4. mi"" 4e G8obuS8 du celui-ci, sn mime tot;4p qu'un brûleur lé. gai ou & haut clasoiquef Ba J>:'81.iqu., une atmosphère oxydante *et êtablie rt Jtf.:1DwJJU. dents la 1110:1 t:
14 du four qui ne trouve 1* y2m& prba d* l'extréwité de chargement** en admettant de 1 "* ver leu orifice d'entrée dune cette sont, du façon que le mimr*l qui peut être lM1J" â due fondant et à un peu '8ènt ritsuc *-ait initial... t dârhydxti, cloni et "fJ8ri padMt sao pasalçs 41lne cette partie du four, Approla ntvsrri 81.10Dg.ur du four, due quantités ¯ub.tant1.1- les demaent "U4WU. tu forte teneur en matière volatile* ont 1ew6 1.
a,xrg* par 1e' di8pO,itit de chargement oon- tim i-r(4v* detat Ifs -"'1'01 Su four ut une atmosphère rdduotrîoe
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,et Minai établie de la manière susdéerits, ce qui ener traîne une réduction partielle des produite métalliques
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sontenus dons le minerai, Selon une autre particularité ile l'invention, le dispositif de chargent continu qui est disposé ' ai-longueur du four est encore utilisé pour recycler les fines qui sont recueillies dans les as sor- t"J1t h l'extrémité des dlcharae du four et pour charger Initialement les einerais fias dont les particules ont un calibre compris entre 50 mesb et 1croD/' En chargeant ces .fines dans la partie réductrice et chaude du tour, ces fines nvb1asent un frittage rapide,de manière à foraer de 1 grossie ,articules,
ce qui élimine toute circulation d'une charge de fines s et augmente encore de manière générale, l'efficacité du procédé* Ces fines recyclées pu de nouvel- les linon peuvent être introduites seules ou en Mélange avec un agent réducteur, si on le désirs* Le mélange des fines recyclées avec un agent réducteur est particulièrement avantageux lorsqu'on utilise certains charbon cokéfiants
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à forte teneur en matièrerivolatiles et à degré de fluidi- té élevée, De tels charbons ont tendance à former des dépôts annulaires dans le four, cette possibilité étan< éliminée lorsqu'on y mélange des fines de recyclage.
Le nouveau dispositif de chargement prévu à l'ex- trémité de décharge du four est utilisé pour introduire une matière carbonée en n'importe quel point situé le long: de la zone réductrice du four, la quantité et les endroits où se font les additions étant déterminée par les besoins pratiques précis de l'alimentation du tour, Ceci revient à dire que la matière est introduite à un endroit tel qu'el-
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le soit adéquatement carbonisée ou 00. 6tiée au moment où elle est déchargée du tour rotatif.
On a constaté que la combustion des matières volatiles provenant de la matière
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ainsi introduite est suffisante pour maintenir l'équilibre @ du combustible et assurer une température convenable à l'extrémité de décharge du four, ce qui élimine Pratique- ment la nécessité de l'utilisation du brûleur à gaz ou à huile. De cette manière. la 'native déchargée finalement du tour contient tous le* ingrédient* nécessaires, y com- pris la quantité stoécliométrique de carbone à l'état dé- aire, pour constituer une charge optimale pour un four de réduction, en mélange intime et A une température élevée réglée de manière adéquate.
Coma on le comprendra aisé ment, cette particularité de l'invention constitué un moyen de fournir la quantité désirée de carbone brûlé dans la matière finalement déchargée du four et/ou dans la char- ge d'alimentation du tour électrique, dans le ci$ où des combustibles à faible teneur en matières volatiles tels que de l'anthracite ou d'autres formes de carbone contenant moine d'environ 15 % de matières volatileane sont pas mi- .'ment disponibles ou ne sont pas souhaités dans le tour électrique de fusion* Au surplus, le procédé procure un moyen facile pour régler, de manière prêche. le carbone résiduel contenu dans la matière déclargée du four rotatif,
dans des conditions dans lesquelles le carbone provenant des charbons bitumineux ou lignites, le petit coke etc.. j a été totalement consommé dans le four rotatif ou consommé dans une mesure telle qu'il y ait une déficience stoéchio- métrique pour une marche des plus effiaces du tour de fu- sion.
On voit ainsi que la présente invention englo- be un procédé pour introduire des matières carbonées solider à forte teneur en matières volatile ou même des hydrocarbure! liquides dans le four rotatif, en manière telle que ces matières soient amenées sur la couche de minerai se trou-
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vaut dans le four dans les condition optimales pour que le produit voulu soit obteuu à l'extrémité de décharge du four rotatif. De cette manière, la matière d'addition car- bonée est injectée sur la surface de la couche active ou sur le garnissage du four dans une position variant entre
0,3 et 12 m en amont de l'extrémité de décharge du four.
Ainsi, les gaz volatils, les hydrocarbures et autres va- peurs sont chassés par distillation et contribuent à la réduction comme décrit plus haut. Le charbon carbonisé résiduel ou la entière partiellement cokéfiée reste dans la charge et est mélangé intimement au produit déchargé du four.
Les frais de carbonisation des agents réducteurs à forte teneur en matière volatile dans un appareillage distinct sont ainsi évités et les conditions optimales pour une charge d'alimentation d'un four de fusion peuvent être réalisées par traitement dans un seul four rotatif,
Il est à souligner que l'on peut utiliser n'in- porte quelle matière carbonée combustible solide dans le procédé suivant l'invention, notamment de l'anthracite, du lignite et des charbons bitumineux à n'importe quelle teneur en Matières volatiles et en cendres et à teneur raison* nable en soufre, ces matières possédant des qualités coké- liantes allant de celles de charbons non cokéfiants oxydés à cellou de charbons fortement cokéfiants, du petit coke, de la tourbe,/ la sciure de bois,des cosses de produits végé- taux,
les éclats de bois et;.. Il est seulement nécassai- re de connaître la composition de l'agent réducteur, de façon que les quantités appropriées de cet aoent puissent être utilisées, de même qu'il est nécessaire de savoir si des impuretés telles que le soufre sont orésentes, de fa- çon que des réglages appropriée puissent être effectués dans la marche du four, pour éliminer des impuretés, Bien
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entendu, les exigences du mécanisme de réduction par l'hy- drogène exigent l'emploi d'au moins quelques maliens vo- latileslorsque ce mécanisme proféra est utilise.
On décrira à présent une forme d'exécution pré- férée de l'invention, en se référant aux dessins ci-annexés dans lesquels s - la figure 1 est, après Coupe partielle, une vue en élévation montrant la structure du four rotatif uti- lisé pour la mise en pratique de l'invention; - la figure 2 est une coupe suivant la ligne 2-2 de la figure 1, cette vue illustrant des particularités de la structure du four suivant l'invention; . la figure 3 est une coupe suivant la ligne 3-3 de la figure 1, cette vue illustrant encore d'autres parti- cularités de la structure du four suivant l'invention;
et - la figure 4 est une vue en perspective montrant l'agencement préféré de la structure du four suivant l'in- vention par rapport à un tour électrique à foyer rotatif agencé pour être chargé directemebt à partir du four rota- tif. la figure 1 montre un four rotatif classique 1 à enveloppe en acier,pourvu d'un garnissage réfractaire 2 et monté de manière à pouvoir tourner sur des tourillons 3, Le tour présente des parois d'extrémités 4, contenant des orifices pour (a) le chargement à partir d'une trémie de chargement 5,(b) un capot pour l'élimination des gaz %or. tants 6, (c) un brûleur 7 alimenté au gaz ou à l'huile, (d) le déchargement dans une trémie isolée (d)
un disposi- tif de chargement spécial pour injecter une matière soli- de à l'intérieur 9 du four. Un ventilateur 10 entraîné par un moteur est monté 1, l'extérieur de l'enveloppe en acier mais se trouve à une certaine distance de cette enveloppe
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afin d'éviter un surchauffage, Le ventilateur 10 sort à injecter de l'air par une série de tuyauxd'entrée 11 en acier inoxydable, chaque tuyau étant équipe de soupapes (non représentées) et traversant l'enveloppe du four en di- vers endroits répartie le long de celui-ci,
ces tuyaux se terminant par des orifices ous troue dirigea dana le sens d 1' écoulement du xaz à l'intérieur du four 12. Il est nécessaire que les orifices soient dirigea dans cette direc- tion pour qu'une pression sensiblement négative puisse être aintenue dans le four et également pour réduire à un minimum le turbulences qui provoqueraient des portes in- duos de fines. On peut aussi utiliser une série de ven- tilateurs, de façon qu'un ventilateur individuel soit associé à chaque tuyau d'entrée 11.
De même, pour l'in- jection de gaz réducteur en dessous de la charge, des tuyaux 18a peuvent être montés comme montré à la figure 2 et peuvent être activés, lorsqu'ils se trouvent en dessous de la charge, à chaque rotation du four. A mi-longueur de celui-ci, une goulotte 13 eat prévue pour le charge. ment continu d'un agent réducteur dans la sont réductrice du four.
Le fonctionnement de la goulotte est montré en détail à la figure 2 la roulette 13 est de préférence en acier inoxydable ou en brique et comporte un tuynu 18 qui s'étend à l'intérieur du four en formant un coude, Une quantité .eaurée d'agent réducteur 17 est introduite dans une trémieouverte 14 à partir du bac 15 de façon qu'à chaaue révolution du four, la goulotte reçoive une quanti- té pré-déterminée d'agent réducteur, Lorsque la goulotte i remplie d'agent réducteur quitte la cuve, l'agent réducteur ; est réparti sur la surface de la charge dans le four.
Le tuyau 18 empêche la couche chaude 16 de se décharger* lors- ; que la goulette est dans la cuve, car elle se trouve tou- jours au dessus du niveau supérieur de la charge du four. @
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Il a été constaté qu'en formant un coude dans le tuyau les comme montré à la figure 2, une beaucoup meilleure distri- bution de l'agent réducteur se produit que lorsque le tuyau pénètre en ligne droite dans le four, tandis que la formation de poussière est sensiblement diminuée.
Le nombre de telles roulottés doit évidemment être déterminé par leurs dimensions et le volume de matière à charger à chaque révolution (une seule goulotte étant représentée)* Si l'on désire qu'une plus grande quantité d'agent réduc- teur soit chargée à un moment déterminé, la rotation du four peut être interrompue et l'agent réducteur peut être amené directement de la trial* dans le four, Ou bien, on peut faire varier la vitesse de rotation du four, de façon à obtenir un temps de séjour désiré quelconque de la char- ge dans le tour, Pour la plupart des applications et pour les facteurs de charges susdécrits, une durée de séjour de la charge dans le four de 3 à 6 heures s'est révélée satisfaisante.
La durée de séjour est avantageusement ré- glée en faisant varier la vitesse de rotation. La goulotte et la cuve sont agencées de façon à livrer passage aux conduits ou tuyaux 11 en acier inoxydable*
En service, un minerai broyé ou un mélange de minerais est chargé dans la trémie de chargement 5 en même temps que les fondants essentiels et/ou l'agent réducteur carbonée A partir de la trémie 5 le mélange est amené, de manière continue, dans l'extrémité de chargement du tour, Les températures convenant pour les réactions désirées sont maintenues par addition de charbon par les goulottes 13 et d'air comprimé par les conduites 11 et/ou par le brûleur à gaz ou à huile 7.
Les tuyaux d'entrée 11 peu- vent aussi être agencés de manière à injecter un gaz réduc- teur dans la couche 16. Pour établir et maintenir une
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atmosphère oxydante au dessus de la couche 16, sensible.
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ment au cours de la première aoitie de l'opération, les soupapes prévues dans lea tuyaux 12 sont ouvertes et de
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l'air de combustion est admis 1 entrer dans le four et à passer au dessus de la charge se trouvant dans celui-ci Si la charge contient un pourcentage élevé de fines , les pertes par entraînement dans le capot 6 sont élevées, mais cette poussière entrain'.
peut être récupérés dans des appareils de précipitation et/ou des capteurs de poussière appropriés (non représentés), cette poussière étant simple-
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ment renvoyée dans le four par la trémie 15. Zn intro- duisant les fines de recyclage dans la partie médiane du four seules ou en combinaison avec du combustible carboné
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solide, ces fines s'agglomèrent rapidement, de manière à former des .:lomêratM de charge normaux, qui sortent, à l'extrémité de. décharge, du four, plut 8 t que de se trana former en une charge circulante.
L'angle selon lequel le tuyau 18 pénètre dans le four assure une introduction gra- duelle des fines au voisinage de la surface de la charge
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et contribue ainsi à empêcher la formation de pouanièreas Dans la première zone ou zone oxydante du four, le soufre
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est éliminés la fois du minerai et de l'agent réducteur. En pratique, on a constaté que l'on peut éliminer jusque 90 % du soufre total présent dans le minerai de cette ma-
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niàr8inal que 50 à 70 % du soufre présent dans l'agent réducteur.
Une déshydratation, une agglomération, et une calcinât ion de la charge ont également lieu pendant.que la charge ae déplace darm la zone oxydante du tours
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Sensiblement à miolongueur du t'aux, l'agent réducteur est introduit par la goulotte 13 de la annièra décrite plus haut et l'atmosphère oxydante se trouvant au dessus de la charge et dans celle-ci devient réductrice,,
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L'osent réducteur et débarrasses par distillation, des hydre- carbures volatile, en raison des température$ élevées annuelles il est soumis et les gaz produite,
ainsi que les réactions di- recto% entre le carbone et les constituante du cintrai donnent lieu à la réduction de oxyde* métalliques en oxyde$ intérieurs et en métal élémentaire, comme décrit plue haute
Sans la forme d'exécution particulière illustrée sur le dessin, le dispositif de chargement auxiliaire 9 *et équipé d'une conduite d'alimentation en gaz mous pression qui charge de l'air comprimé ou d'autres gaz utilisés comme véhi- cule lors de l'injection de la matière carbonée nécessaire pour régler la composition de la charge, de façon qu'elle soit optimale.
Ce dispositif est suffisamment puissant que pour projeter le charbon sur la moitié environ de la longueur du four et il peut être réglés de manière à introduire la matière en n'importe quel point désiré le longue cette moitié du tours
La vitesse d'alimentation et la trajectoire précise sont dé- terminées, de manière simple, en calculant la quantité eup- plémentaire d'agent réducteur nécessaire dans la charge finale destinée au four de fusion, sur base des échantillons prélevée et de la durée de séjour nécessaire pour cokéfier convenablement la matière ainsi introduite. Il est évident que l'on peut uti- liser n'importe quel dispositif de projection mécanique appro- prié à cette fin.
Etant donné que la marche du tour est conti. nue, les distances à l'intérieur du four sont proportionnelles à la durée de @éjour, à condition qu'il soit tenu compte du fait que les grosses particules se déplacent dans le four à une vitesse légèrement supérieure à celle des petit*% particules,
La figure 2 Illustre la structure du dispositif de chargement prévu à mi longueur du four.
Comme on le voit
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aisimentl la matière au cours de traitement 16 occupe environ 6 à 15e de la $action transversale du four, .,loft les eondi- tiens de fréteur de charge sued4criteso 00=0 décrit plus lsaut en détail, la culotte 13 ont coudées oetaae montré, de façon que lorsque la matière 17 est déohnrgée dans le tour, elle tombe sur un court* distance seulement sur la couche 16.
La .ti,ura 3t qui est une coupe outrant la ligne 3-3 de la figure lo montra les détille de montage et d'tntrainement du tour, cette vue Hontrl1nt les tourillons 3# le moteur d1 entraînement 19 et
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la couronne dentée 20 qui y est connectés,
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Lorol1ue la matière *'écoulant librement atteint
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l'extrémité de déchue du tours elle peut être recueillie doua*
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une trt,-Iaio isolée 8, pour être snuuits trunaféréa dans le four
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de fusion* Cependant, on préfère que la matière déchargé@ du
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four rotatif Holt introduite directement et de manière continue dans un four 41otrique à sole rotative On peut utiliser un four à sole fixe ou rotative pou? assurer une répartition uai tome de la oh.roe sur la surface du bain, la capacité et la .,
1 tell" de fusion du four étant proportionnelles au débit du four de réduction* Lorsqu'on utilise un tour de fusion à icii rotative, une marche véritablement continue est aleuréa, la rotation devant seulement être interrompue de tempe à autre pour décharger le four de fusion. Les relations entre les 414 conte constitutifs de l'installation apparaissent le aïeux à
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la figura 4.
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les exemples illuatratits suivante permettront de mieux comprendre le procédé suivant l'invention, cou exemples
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décrivant en détail la pratique antérieure et les améliorations
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procurée par lea principes et modes opératoires suivant la
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présent* invention.
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1329LU -I&
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Pour obtenir un standard de comparaison approprié, un essai a été effectué avant que des modification quelconque$
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épient apportée à un four rotatif élastique. Le minerai oons- titué par un concentrât de Minerai de fer du type magn'i1te ,grille très finnement divieé a été charge avec des fondante et du charbon il faible teneur en matière volatille à l'extré-
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mité d'alimentation du tour.
La totalité de l'air de combustion
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a été chargée dana l'extrémité de décharet du four par le capot de combustion* Lea résultats de lleucal sont indiquée dans le tableau 1 suivant t
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1 WLAU IJftb1tuo1e At1R1YBe de la chart!
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<tb> Mnerai <SEP> Charbon <SEP> (faible <SEP> teneur <SEP> en
<tb>
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lli; IMII ,.-,,,,,#, . , .,... , . ¯¯¯¯¯¯¯MRtieree volatile ) .
Pe 46o6 Mat. Vol. 19. Gangue 34,0 Carbone 7493% Soufre 00, Q# Cendre 6#4e Soufre 005% Donnée,l, .relative , au fonotionnamtnt du four Minerai 860 kg/br.
Pondant 167,6 Jcg/Jir Charbon à faible teneur en matière volatil.. 190 ttg/bre Gaz naturel consomma 890 8000?020 Température de décharge de la scorie 1050'C Température au milieu du four 585#O
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<tb> Température <SEP> du <SEP> gaz <SEP> de <SEP> fumée <SEP> 365*0
<tb>
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1'1ragehdan. la chambre d'allumage 0,125 on d'eau ?aot?!rr7(extrëait< de décharge) 702% Durée de rétention 3,0 hre Ânalx9e,des ag¯ de fumée C02 18,1?J 2 1.
CO 1,
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<tb> Soufre <SEP> dans <SEP> la <SEP> scorie <SEP> 0,11
<tb>
<tb> Réduction <SEP> du <SEP> minerai <SEP> 38 <SEP> à <SEP> 40%
<tb>
En dépit d'une température de décharge élevés de la scorie (1050 C), 39% seulement de l'oxygène contenu dans ion oxydes de fer ont été éliminée dans le four.
Une fusion considérable @t'une agglomération importante de la charge au? les parois du t'our ae sont produites jusqu'à environ 7,5 m de l'extrémité de décharge du four, en tort* qu'il a été fré- quemment nécessaire de décrasser le four à l'aide d'un ringard, afin de permettre une marche continue, des dépôts annulaires se formant de tempe à autre* En bref, la marche du four n'était pae satisfaisant.
Après décharge du tour, la acorie à 1050*0 a été recueillie dans un récipient isolée En les laissant au repos pendant une demi à 1 heure, tout en les agitant, lee fines particules de scorie contenant le fer métallique ont fondu et se sont agglomérées, en formant un gâteau solide qui n'a pu être retiré des récipient* qu'avec beaucoup de difficulté*, à l'aide d'un ringard.
La proportion de 1,9% de 00 contenue dans le gaz de fumée indique qu'environ 12% de la chaleur contenue dans le charbon ont été perdue noue forme de 00 dans le sas de fumée, tandis que de l'hydrogène et du méthane ont également été perdus* La teneur en oxygène provenant de l'air entrant-à l'extrémité de décharge indique qu'une atmosphère oxydante a régné sur toute la longueur du tour.
EXEMPLE 2,
5 tuyaux à air de 7,5 cm ont été installés à l'ex- térieur du tour à des intervalles de 1,8 m, en commençant à environ un tieru de la longueur du four à partir de l'extré- mité de décharge. les tuyaux ont été reliée à des conduites
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menant à une soufflerie à moteur montée sur la paroi latérale.
De l'air soumis à une pression statique positive suffisante a été introduit dans le four aux cinq endroits en question, de manière à créer une longue sont de combustion, par réglage de la composition des gaz et de la température du four dans cette zone, ainsi que dans l'entièreté du four.
Par ailleurs, plusieurs goulottes Mont été montées sur le coté du four sensiblement à ni** longueur, de manière à permettre l'alimentation du four en charbon@ à forte teneur en matir. volatile et en lignites. En teurant avec le four, les goulottes ont prélevé leur charge de charbon à forte te- neur en matière volatile d'une cuve fixe située en dessous du four, comme décrit plus haut.
Etant donné que l'on n'a pas chargé de charbon ou un autre combustible à l'extrémité d'ali- mentation du four, oelui-oi comportait une zone de combustion s'étendant sur la moitié de sa longueur depuis le point d'ali- mentation en charbon juaqu'à l'extrémité d'alimentation* Dans cette zone, les matières volatiles provenant du charbon ont eu suffisamment de tempe pour distiler, pour réagir et/ou pour bruler presque complètement
Le minerai utilisé était constitué d'un concentrât de minerai de fer du type magnétite non grillé à forte teneur en soufre, sous forme de particules ayant la même granulomé. trie que celle du concentrât utilisé dans l'exemple 1, le mine- rai provenant de la même mine que dans l'exemple 1. Le charbon utilisé était du type à forte teneur en matière volatile.
Il contenait une proportion élevée de soufre, ainsi que le révèle le tableau II.
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¯¯¯¯ym? ïî-MMf######### Anfrlyy , d o , la ?haMt..
Minerai Charbon à forte teneur en matières n plalap b . le 53,076 Mat- Vol. 52,8* Qangue 2405e carbone bzz 3oufrf Ot92}< Cendre 90 e 8oufr$ 2,9'A j'niyf 1 III *if ,p,. la 1 !If fouf Mitieroti 660 te/bre Chn'uon à forte teneur en matières volatil#$ 162 kert gaz naturel consommé 12$ 46 %3/bre Température de décharge de la *Cori# 971*0 îeepérature au milieu du tour 905'0 Température du t;
as de tWD4, 7,12 ft5/hrt Tirage dans le chezeMt d'allumage 000500M d'eau ?acteur de char,,* {extrémité de décharge) $t1t* Durée de rétention 390 hrea Analyse du gas de fumée 002 1806% o2 009% 00 0,4?t soufre dans 1001'1. 10010 Réduction du minerai 51? Elimination du soufre 22% mm-MMO-M Momm-
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Dans cet 8...1, en utilisant une alimentation r461'. latérale en air et une a1im.ntatio latérale en charbon, la température de la croie déchargé* était de 97040# soit envi- ron 6000 de moins que dans 1#exomple 1, dans lequel le prood dé claloique d'alimentation et de combustion à dtd utilisée Par suite de la réduction par l'hydrogène à basée tttaplraturi, il ne a'eet produit ni a6s1om4rat1on, ni fusion de la soorit
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sur les paroi 8 du four.
Par ailleurs en dépit du degré élevé de réduction (donnant un pourcentage élevé de fer métallique
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dans la scorie) aucune agglomération ou fusion de pa!i1ou1" de fer ne a'cet produite dans des récipients recueillant la 4*orlop la matière sedocullant librement lors de son évacuation de la trémie intérieure*
Bien que la température de décharge soit suffis* - ment base* que pour que la marche du four soit exempte de trouble, la température au milieu du four a été augmentée de
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58500 (exemple 1) jusqu'à 905*0.
Ainai, la sont réductrice présente dans le four a été lenl1bleulent alongée et par suite de la distillation des hydrocarbure , la durée de séjour dans
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des conditions réductrices a été augmentée dans une mteure correspondante* Ceci explique le pourcentage plue élevé de réduction du min. rai z centre 39?*h 8rat à la température de décharge moins élevée*
Par réglage de l'air introduit latéralement, il a été possible de maintenir une atmosphère réductrice dans la moitié de décharge du four et d'ajouter cependant suffisamment d'air dans la moitié d'alimentation, pour que les quantités ex-
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-aidanta1re. de matière volatile et le goudron provenant du charbon à forte teneur en matière volatile soient brûlée.
Etant donné que le Sas de fumée contient t7,47 de 00, 2% seulement de la chaleur totale contenue dans le charbon a été perdue, nous forme de combustibles dans le gaz de fumée.
A la fin de l'essai, aucune accumulation de poussière n'a été observée dans une partie quelconque du collecteur de poussière, du ventillateur ou autre système de manipulation de gaz, ce qui indique que les goudrons ont été pratiquement uti- lieds de manière complète.
Aucune tentative spéciale n'a été faite pour élimi- ner le boutre du charbon et du minerai dans cet essai, par
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combustion* Cependant, 22% du soufre provenant du charbon et du minerai ont été brûlée dans le tour, même avec la pré- réduction plue élevée.
Par combustion réglée grâce à la distribution d'air 'latéral et par utilisation presque complète de la grande quan- tité de goudron et de matière volatile* un degré élevé de pré- réduction a été obtenu, un pourcentage substantiel du soufre a été brûlé et la température de décharge a été suffisamment abaissée que pour obtenir une scorie s'écoulant librement.
la combustion pratiquement complète de la 4rande quantité de goudron et de matières volatiles a fourni une quan- tité de chaleur telle que la quantité de gaz naturel brûlé étuit seulement la moitié de celle utilisée dans l'exemple 1, dans lequel on a fait usage de charbon à faible teneur en matières, volatile* Dans le présent exemple, 8% seulement de la chaleur totale quittant le four provenaient du gaz naturel. Le restant provenait du charbon à forte teneur en matière*volatile 10 seulement du carbone fixe dans le charbon ont été brûlés.
EXEMPLE 3.
Au cours de cet essai, on a utilisé le même minerai et le môme charbon que dalla l'exemple 2. Une quantité sensi- blasent plus Grande d'air a été injectée dans la moitié d'ali- mentation du four, afin d'éliminer le soufre du minerai et du charbon par combustion. Les résultats de cet essai sont indi- qués dans le tableau III.
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TABLEAU III,
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Opération combinée d'oxydation et réduction )...,....i,l...i 2Pnn4g8 Celatlvea au f2n2tlonei2elâj à four.
Minerai 906 kg/hre Charbon à fort* teneur en matières volatiles 181 7cg/la Gaz naturel oonsummé Ht 76 M3/hra
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<tb> Température <SEP> de <SEP> décharge <SEP> de <SEP> la <SEP> scorie <SEP> 980*0
<tb> Température <SEP> au <SEP> milieu <SEP> du <SEP> four <SEP> 893 C
<tb>
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Température du gaz de ,fwnëe D5500 Tirage dans chambre d'allumage 0, 05 on d'eau
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<tb> Facteur <SEP> de <SEP> décharge <SEP> (extrémité <SEP> de <SEP> décharge) <SEP> 7,0%
<tb>
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Durée de rétention y25 hrea Analyse du gaz de fumée 00g 17 r 4 02 2,Ot
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<tb> 00 <SEP> 0,2%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Soufre <SEP> dans <SEP> scorie <SEP> 0,40
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> 'Réduction <SEP> du <SEP> Minerai <SEP> 43%
<tb>
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mlmination du soufre 72%
Comme le révèle l'analyse du gaz de fumée,
un excès + d'air a été injecté dans la moitié d'alimentation du tour, de façon à fournir un excès de 2,0% d'oxygène et une quantité
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négligeable de CO. L'excès de O2 a dépassé la quantité néon- en
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saire pour brûler le $outre, Les gaz contaient 0,5% de $020
Au cours de l'essai, 72 du soufre total contenu dans le charbon et dans le minerai ont été brûlés en SO2 et
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éliminé. de la scorie# Il notable que oe chiffre puisse être élevé Jusqu'à a5 ou davantaas, à condition que le soufre os présente noue une forme pouvant être brûlée (pyrite, soufre organique dans charbon, eto...).
Tout comme dans l'exemple 2, une température de décharge peu élevée (979*0) a été maintenue, tandis qu'à mi
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longueur du four un* température de 893*0 environ était obtenu** Ce résultat a été obtenu, comme précédemment, en brûlot l'wx- ebe de at1'rec.olt11.du charbon introduit lat4rolement dansa une sont de combustion allongea, mais non <xo<ûaiv<n<nt chaudes cette sono de combustion étant réglée par l'1n.o'10n latéral$
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d'air comprimé en plusieurs pointa.
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It'<Mploi d'une atmoophbre plus oxydante dans la moto- tiâ d'alimentation du four a abaissé le pourcentage de réduo- tion de '1 il. 43< Cette situation peut 4tre oorrîtde en utili- sant un four plus long avec une durée ut séjour plus longue* La ptrtt de chaleur dans las combustible@ contenus dans le gas do tum4, était Intérieure à environ 0, Si dans cet tonal, Otpen>lant| le gas utilisé pour la combustion dans le tt xaur nitvaueventé par rapport à la quantité de gaz utilisés dans 1'axa:ple 2.
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Aucune agglomération, aucun dépôt ou aucune adhérence
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de la charge dons le four n'ont été observés. jX';M;PL 41- Dans cet essai un a utilisé un minerai de far lino- nitique ainui que du lignite à teneur élevée en cendre, eomrt
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sont
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réducteurs 'Les r'lultti7d nndl dans le tableau IV.
U.:Bj.iJ'\t1J -iva¯
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t1't 1 nz da li ntt< pour aliraanttr four nHÏy.8t''."de '\a.'cmr&9l Jl" ""' "' " llingrai it-nita # 39, Mat, voit 42,9 Gangue 30, Carbone 31#10 Porte par combUBtLon13r5>C Ctfndrt 26000 .3outre 0, 3 Soufre 0,9
<Desc/Clms Page number 34>
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poeoe relative* à mare four Minerai 736 kg/hr$ Lignite 263,6 kaam Oez naturel oonBOtnraé' 13 w3/hr< fuirature de ddoliaret de la scorie 010,10 Woulpêtaturs au Milieu du tour 839 C tompéruture du cas de fumée 501*0 .. .
d"a le charbon d 1 P.Ilitmotge 0,05 ça d'eau <#"! t.<'ur de ctarge (extrémité de décharge) 6,0 *) r c îc rétention 3910 hMe .4!! 4,1 az de fumée COp 2195e 02 5>i CO 0,5 ' Soufre dans la scorie 0,,4Ce
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<tb> Réduction <SEP> du <SEP> minerai <SEP> 68%
<tb>
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Elimination du uoutre 45
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Le pourcentage de réduction beaucoup plue élevé *" du minerai de fer (66) obtenu dune cet essai provenait en partie de la texture poreuse du minera, mais prinoipaleaent des quantités substantielles d'hydrogène et de méthane libérées dans la couohe, ainsi que de la réactivité élevée du lignite carbonisé, après distillation des matières volatiles dans le
EMI34.5
tour.
Cependant, la quantité excessivement grunde de matibr" volatiles a été presque empiétement utilisée ainsi que le révèle la faible teneur en CO du eas de fumée# Après l'eeeait on n'a pas observé une accumulation de poussière goudronneuse dans le collecteur de poussière ou ailleurs.
Environ 45 du soufre total contenu dans le minerai et dans le charbon ont été brûlés dans le four.
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OoMme précédemment, aucun dépôt ni auoune aggloméra- tion de scorie ne n'est produit dans le tour.
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EISMPLB 5 . lors de la pré-réduoUoa d'un minerai dans ua four, si% vue de la fusion subséquente dans un four de fonderie, il sot aouhnitable de fournir du carbone un quantité etodahlordi- trique, pour achever la réduction dans le tour de tuaient Ainsi, une 8corie préparée à partir d'un minerai hématitique et prê-rdu1t. à raison de 55?< dans le four a encore exige l'addition d'une quantité considérable de carbone dans le four de fusion, pour achever la réduction.
Si le produit contient
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50% de feu 4 une pré-réduction de 55, il faut '.28 kg de car- bons par 45 5 kg de scorie exempte de carbone chargé'. dans le four pour obtenir une réduction complète en métal.
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En taient en aorte que de l'air soit introduit en quantité convenablement réglée sur les côtés du four en dit- térent points, 5 à 10% seulement du carbone fixé contenu dans l'agent réducteur sont brûles, même lorsqu'on utilise des charbons à forte teneur en matières volatile), ou du lignite, par suite de la réduction par l'hydrogène et le méthane, Lorsqu'on utilise du gros coke ou du petit coke à 85-95% de carbone fixé
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ou du charbon à faible teneur en m:
Ua.r. volatiles contenant 75 grand à 82% de carbone fixé, il n'est pas difficile d'obtenir un/excès de carbone dans la scorie. Cependant, comme montré procède! -sent il y a trop peu de Matières volatiles dans cas combustibles pour chauffer le four et contribuer à la réduction et une gr nde quantité de gaz ou d'un autre combustible doit être brûlée dans l'extraite de décharge du four.
De plueµ ai le Combustible est
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chargé à l'extrémité d'alimentation ou pur des goulottou laid. ralles, ci le four de fusion exige une quantité plus ou moins grande de carbone, du fait qu'une pré-rdduotion moins grande ou plus grande est désirée dans le four de pré-réduction, un
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chans.ment de la teneur en carbone de la scorie prend plusieurs heures, par suite de la durée de séjour prolongée du minerai et du carbone dans le four de pré-réduction.
Lorsqu'on charge du charbon à forte teneur en matières volatile ou du lignite dans le four, la quantité qui peut être chargée est limitée par la chaleur engendrée par la combustion de l'excès de matière volatil , Si une quantité plus grande de carbone est nécessaire pour le four de fusion, il n'est parfois pas possible de charger urne plue grande quanti- té de ces combustibles à l'extrémité d1 alimentation du four ou par les goulottes latérales de celui-ci; ou bien le four peut être surchauffé pour brûler les matières volatiles supplémentai'- res.
Pour assurer un réglage immédiats de la teneur en carbone de la scorie et pour obtenir plus de carbone dans la scorie, lorsqu'on utilise des charbons à forte teneur en ma- fierez volatilesou des limites, on a fait fonctionner le four d'une manière telle que du charbon à forte teneur en matière? volatiles soit injecté dans l'extrémité de décharge du four sur la couche de scorie chaude et/ou sur les parois chaudes du four, en un endroit se trouvant entre 0 et 9 m à partir de l'extrémité de décharge du four.
Une quantité suffisante de charbon ou d'un autre combustible peut être utilisée, de façon que la chaleur engendrée par la combustion de la matière volatile pro- venant du combustible non consommé lors de la réduction se rap- proche de la chaleur de combustion du gaz naturel remplacé.
Lorsque la scorie est déchargée à raison d'environ 793 kg/heure et que le gaz naturel est consommé ou brulé à raison de 12,6 m3/heure (460,000 Btu par heure), 1.alimenta- tion en gaz est arrêtée et le charbon injecté à forte teneur
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#n Jftatt.r81,olatiltee.' bl' . raison de 50 kg environ par heures te charbon était constitué de morceaux ayant coin@ de 6#30 JUII. Il contenait 3,3% de morceaux de .,r 100 weeh, dont lh plupart ont apparument été brûlés en suspension dans 1 'ouverture d'alimentation du four. La mittière plus 61'0'81'1" ont tombé sur la couche ou sur la paroi du four, le d4char- gênent a'stfectuant du 103840 environ au début de l'I.lai.
Ce charbon a été ddbarrals' prl,qu'1mm'd1atement des matières volatl1., et dea matières volatil** ont été brQ1... avec de l'air aspiré nous forme d'une grande flamme jaune rempli.tant toute la section tran8vert'11 du four. Oomal déorit préoé- demulnt, une quantité insuffisant* d'air a 6ti aspirât pour obtenir une combustion complet* due matière* volatil ,
de façon que de l'hydrogène reste dans la oouohe. La oombuation des matières volatiles en excès a été assuré* en injectant latéralement de l'air dans le fouet comme décrit dans le* exemples précédents*
Le résidu carbonisé ou ooke provenant du charbon injecté débarrassé des matières volatiles est resté tous fora*
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d'un* couche sur la charge, afin d'empêcher une rw-exydttier du minerai* Ce résidu a été déchargé avec la scories de man1'r.
à fournir un wttoe de carbone servant à compléter les besoins stoéchlométriques en carbone du four de fusion ditotriquet Ainsi, une charge complète pour ce dernier four a été préparée dans lrr four rotatif an utilisant du charbon à 36}< de matière volatile*
Avant l'injection du charbon, la teneur en carbone
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dt la écurie était de Ï97e en poids soit environ 99% de la quantité totale de carbone niacaaxi,re pour assurer la réduction complète d'une aoorie à z de fer, avec une pré-rdduotion de
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55%.
Apres le début de l'inaction de charbon, la teneur en carbone de la scorie proven nt du four a eté augmentée en quelques minutée jusqu'à 8% ou un peu plue que la quantité stoéchiométrique requise pour achever la réduction en métal dune le four électrique.
Par réglage synchrone de l'alimen- talion latérale en charbon et de l'alimentation de charbon par inaction, il a été possible (1) de maintenir le pourcen- tage désira de carbone datte la scorie et de chauffer encore le tour 4 la température désirée et (2) de maintenir la com- buction désirée et le réglage voulu de l'atmosphère pour éliminer le soufre, pour assurer la pré- réduction, été... et de maintenir une scorie s'écoulant librement
Dans un autre essai avec un minerai différent et avec un charbon plue gros que celui décrit plus haut,
on a constaté que 11% de résidu de carbone ont été déchargée avec la acorie; c'est pourquoi un charbon plue fin a été utilisé pour obtenir la relation désirée entre le carbone présent dans la scorie et la chaleur libérée dans le four. Le charbon était constitué de morceaux ayant tous moins de 3,175 mm, ce char- bon contenant 16% de morceaux d'un calibre de - 100 mesh, Dans ce cas les particules très fines ont brûlé en euspen- sion, en formant une flamme lumineuse et chaude servant à chauffer le four, tandis que les particules plue grossières sont tombées sur la charge chaude et ont été débarrassées des matières volutiles,
pour former un résidu qui a été déchargé avec la scorie* Au coure de cette dernière période, la teneur en carbone de la scorie est tombée de 11% à environ 7,5%, lorsque du charbon plue fin a été utilisé au lieu de charbon plus gros$
Ainsi, on a constaté qu'en contrôlant le degré de pulvérisation du charbon, la proportion de carbone dans le produit déchargé du four a pu être efficacement réglée.
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Pendant que les charbons a torts teneur en matières volatiles étaient injectée dans l'extrémité de décharge du four, celui-ci a continué à fonctionner en faisant en sorte que les goulottes médianes introduisent le charbon à forte teneur en matières volatile:! avec les fines recyclées provenant des capteurs de poussière
Lorsqu'ils sont fondue, les charbons cokéfiants à forte teneur en matières volatiles sont souvent très fluides.
Ces charbons fondent généralement à une température comprise entre 315 et 399*0, c'est-à-dire à une température bien infé- rieure à la température normale du tour. selon la pratique préférée de la présente invention, lorsque du charbon de ce. type est nélangé à des fines de minerai et/ou à de la poussière de fumée, les particules de charbon sont dispersées et on n'observe pas de difficultés opératoires.
Par contre, lorsque le charbon à forte teneur en matièresvolatiles est chargé seul, c'est-à-dire sans un mélange de fines de minerai ou de pous- oière de fumée ou d'autres matières inertes, les particules fondent et s'agglomèrent, de manière à former une masse fondue et collante qui adhère parfois aux parois latérales du four* La masse peut alors être distillée, de manière à former du coke solide qui augmente de quantité à mesure que l'on charge plue de charbon* finalement, un dépôt annulaire et épais de coke peut s'accumuler sur toute la paroi latérale du four à l'endroit des orifices de chargement* La circulation du minerai dans le four peut ainsi être partiellement arrêtée.
De plue, la couche de Minerai peut être privée de carbone réducteur pendant cotte période de formation d'un dépôt annulaire et la. réduction peut être arrêtée. Finalement, le dépôt annulaire se brise et tombe sous l'effet de son propre poids, un excès in- désirable de carbone étant déchargé avec le minerai réduit ou
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la scorie. ces difficultés sont cependant aisément évitées, même lorsque le charbon n'est pas mélangé à de la poussière de fumée ou à des fines de minerai, en maintenant une tempe- rature suffisamment élevée à mi-longueur du tour.
La distil- lation et le crackage dee matières volatile* s'opèrent alors avant qu'une manne fondue et collante ait pu se former*
EXEMPLE 6.
Deux essaie ont été effectuée, pour déterminer avec exactitude la répartition des gaz réducteur dans la couche ou charge. Dans ces essais, on a utilisé un four sensiblement plus grand (45 m), tandis que le degré de réduction a été maintenu constant à 35% dans le premier essai et à 40% dans le second essai. Le tableau V indique les conditions opératoires, ainsi que les mesures de température et les analyse de gaz,
TABLEAU V.
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<tb>
DEBIT <SEP> DE <SEP> MATIERES
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Minerai <SEP> de <SEP> fer <SEP> (57,2% <SEP> Fe) <SEP> 4530 <SEP> kg/hre
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Charbon <SEP> bitumineux <SEP> 1291 <SEP> kg/heure
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Anthracite <SEP> 271 <SEP> kg/hre
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Chaux <SEP> 770 <SEP> kg/hre
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Gaz <SEP> naturel <SEP> 73,3 <SEP> m3/hre
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Facteur <SEP> de <SEP> .
<SEP> charge <SEP> (extrémité <SEP> de <SEP> décharge) <SEP> 8,6%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Durée <SEP> de <SEP> rétention <SEP> 3,2 <SEP> heures
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> TEMPERATURES
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Mètres <SEP> à <SEP> partir <SEP> Tempe <SEP> de <SEP> la <SEP> charge
<tb>
<tb>
<tb> de <SEP> l'extrémité <SEP> C
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Extrémité <SEP> de <SEP> décharge <SEP> 1,5 <SEP> 1010 C
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Couple <SEP> n <SEP> 3 <SEP> 11,1 <SEP> 910*0
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Couple <SEP> n <SEP> 2 <SEP> 20,1 <SEP> 899 0
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Couple <SEP> n <SEP> 1 <SEP> 32,1 <SEP> 749 C
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Extrémité <SEP> d'alimentation <SEP> 43,5 <SEP> 510 C
<tb>
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;,1 ' a' ' :
A IY1; .t1 Ollàà2l Echantillon MttPM à S <3O2 S 00 * H2 * oïL jt tuyau H* partir de # # # '*-* -#* # *
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<tb> l'extré-
<tb>
<tb> mité <SEP> de
<tb>
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9 39 5689 boa 09) 2,1 13,5 15*5 16*7 44,6 11,8 13,4
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<tb> Dispositif
<tb>
<tb> d'alimentation
<tb>
EMI41.5
en charbon n* 1506 # # - # 3 18 48,5 23,7 1395 0,9 11,0 4 2205 909 3,3 42,0 1995 24,4
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<tb> Dispositif
<tb>
<tb> d'alimentation
<tb>
<tb> en <SEP> charbon <SEP> n 2 <SEP> 24,9 <SEP> -
<tb>
On voit qu'appointe 2 et 4 de prélèvement d'échan- tillons, situés à 2,1 et à 2,4 m en aval des dispositif$ d'ali- mentation en oherbon,
la proportion de méthane contenus dans la
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couche était très élevé* (11<8 et 19, 5 respectivement). Aux pointe 1 et 3 situés 6,6 et 6,9 m en aval des dispositifs d'ali-
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mentation en charbon, 11 y avait très peu de mthane dans la couche, mais le charbon en coure de carbonisation libérait encom de l'hydrogène, ainsi que le révèlat les analyses* Il y avait donc une quantité appréciable d'hydrogène dans la couche entre le dispositif d'alimentation en charbon n 2 et le point 1 de prélèvement d'échantillons, soit sur une distance de quelque 15 m.
Il n'est pas douteux qu'il y avait également un peu d'hydrogène dans la couche sur une distance de 9 m séparant le point de prélèvement des échantillons de l'extrémité de dé- charge Dans le second essai, la réduction a été maintenu.
, 40%, maie le débit de minerai et de charbon a été augmenté, tandis que l'alimentation en gaz naturel a été réduite dans une
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meurt oorrespondantes Les résultat sont indiqua dans le tableau VI uuîvemt# TASUSAU Vit ¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯
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Kinerai (57t.1e Po) 5436 kg/hre Charbon bitumineux 1404 kg/hre coxe nenu 145 kt/bre
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<tb> Chaux <SEP> 792 <SEP> kg/hre
<tb>
<tb> Gaz <SEP> naturel <SEP> 50 <SEP> m3/heure
<tb>
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?nctouy de charge (extraite de décharge) 10,5
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<tb> Durée <SEP> de <SEP> rétention <SEP> 4,0 <SEP> heures
<tb>
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Xètres à partir Twap. de la de l'extrémité charge *0 .. Ae## r ...
Extrémité de d4ch,r;e 1,5 1005*0 couple N#3 11,1 671 f0
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<tb> Couple <SEP> n 2 <SEP> 20,1 <SEP> 666*0
<tb>
<tb> Couple <SEP> n 1 <SEP> 32,1 <SEP> 689*0
<tb>
<tb> Extrémité <SEP> d'alimentation <SEP> 43,5 <SEP> 643*0
<tb>
<tb>
<tb> ANALYSE <SEP> DES <SEP> GAZ <SEP> DE <SEP> LA <SEP> CHARGE
<tb>
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Echantillon mètres à f> 00g $ 00 fi j OH.
H2 -t-u-vm u1; partir de "** " w*"1" '-"'* ""#'"""* i*' i #'##
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<tb> l'extrémité
<tb>
<tb> de <SEP> décharge, <SEP>
<tb>
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<,5 2497 57,7 15tl 1,0 1,5 13,5 6,0 7,3 36,3 13o5 36,7
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<tb> Dispositif
<tb>
<tb> d'alimentation
<tb>
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en charbon n't 't 5, d # 3 18 45,4 33,6 11,9 0,8 8,3 4 22,5 12,7 11,1 41,1 1'T,'i 1703
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<tb> Dispositif
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> d'alimentation
<tb>
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en charbon n*2 24, 9 - #
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Il cet à noter que, dans ces conditions, il y a presque deux fois autant d'hydrogène dans la couche à 9 m de l'extrémité de décharge que dans l'essai précédent et que cette augmentation d'hydrogène se fait entièrement au dépend de la quantité de CO2 en présence.
A une température d'envi ron 1700 C, on peut voir que l'hydrogène ajouté et le CO2 diminué ont un effet sensible sur les conditions de réduction*
Il est évident que l'invention n'est pas limitée aux détails décrits plus haut et que de nombreuses modifications peuvent être apportées à ces détails cane sortir du cadre de l'invention qui implique la préparation complète d'une charge pour un four électrique de fusion, dans un tour rotatif.
REVENDICATIONS.
**ATTENTION** fin du champ DESC peut contenir debut de CLMS **.
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The present invention relates generally to metallurgy and more particularly relates to the preparation of metallurgical reduction feeds of a type ideally suited as a feedstock for electric melting towers. In particular, the invention is principally directed to the preparation of hot reducing charges, presumably reduced, stabilized and capable of free flowing, from a wide variety of raw materials, by application of a unique and differential mechanism for heat treatment and gas reduction in a rotary kiln.
The invention also relates to improved furnace structures and to improved operating techniques.
As a rule, a metallurgical reactor will work most efficiently when using a material whose chemical and physical properties do not vary appreciably over an extended period of time.
Moreover, in such a reactor, a high quality raw material always allows a higher production than a low quality raw material. These principles have been conclusively demonstrated in recent years by the application of numerous concentration, enhancement and sintering techniques to poor quality ores such as taconites and ore. analogues, these techniques.
giving rise to the obtaining of reduction charges
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prepared or synthetic which, in many cases, have almost doubled the efficiency of conventional blast furnaces.
The gas- or oil-fired rotary kiln has long held an enviable position in this field, but due to the inherent operational nature of this type of kiln, the number of desirable functions it can perform in a single kiln. given process is necessarily limited.
The functions for which a rotary kiln is most commonly used include dehydration and calcination, roasting of otter and arsenic under oxidizing conditions and pre-reduction of metal products under reducing conditions * It is common practice in many installations to combine the first of these objectives with either of the other two, but the latter two functions are obviously mutually exclusive. This restriction inherent in oxidizing or reducing conditions places a severe limitation on the usefulness of rotary lathes.
since many starting materials containing sulfur, arsenic etc. would constitute a much better load for the furnace if sulfur and the like could be removed and if the metal products could be pre-reduced to a substantial extent in one operation.
Most of the improvement operations in use today relate primarily to increasing the quality of the ore itself and preparing the charge for the furnace comprising reducing agents and fluxes as well as ore is done either in the kiln or just before:
loading into the furnace * A notable exception to this practice is constituted by the slag (self-melting ", in
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which lime or other suitable flux is mixed with the ore before sintering. Preparation of other. constituent of the kiln, the carbon eookéfaotloa and the combustion of lime and similar materials do separately in the installations of ('ook'taot:
1oD, of. lime towers or other. devices which all increase the cost of the product, both in terms of the capital employed and the actual production costs. This obviously adds to the cost of the sintering machines, lathes and other devices used to prepare the ore itself.
Another problem which arises during the operation of conventional ovens is that the speed of the
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Exit gas is usually sufficient to drive fine particles of ore and reducing agent out of the lathe.
This gives rise to substantial losses in dust, particularly in the case of processing fine ores. The
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recovery and reloading of these fine materials has proved inadequate .., because these fine materials constitute
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a circulating charge which does not accumulate rapidly to a magnitude such that this charge cannot be sorted out.
In the normal course of the towers. ratotifta, the chaut- 'luge is provided by combustion of pulverized coal of oil or gas at the discharge end, in a combustion hood *
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The combustion air is sucked into this hood and into the oven by natural draft using a chimney or by an induced draft fan.
Additional air t.
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is generally pr4-m'11at1gé to fuel using a pressure-pressure blower @
In order for the lathe to operate efficiently, a sufficient amount of air must enter it at the location of the
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combustion to completely burn the fuel This is
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why, the end where the combustion takes place of the furnace hot bed at a much higher temperature than the rest of the furnace, since most of the combustion takes place in the first quarter or in the first fifth of the furnace * To reduce the temperature in this part of the tour,
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excess air, put lirl <'0.11'11 "in the, x1 ..;
1I1t 'of combustion in so 41. \' UI .. atllo81! Mu .., oxidants is maintained * over the entire length of the oven. As noted above, when a
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total reduction or tartiells of the ores must be obtained in the oven an oxidizing atmosphere is not desirable * The melting point Qes many types of mixes of cineraig de tondant, ooabuatibloo etc ,. oocQmunimant utilities in towers vary between approximately 950 * 0 and 1260 * 0.
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He .' a, '1 t of the incipient melting temperature @ in the furnace tenlidrature at which a deposit of molten ore and flux * and observed on the walls of the furnace * For the operation of the lathe to be free * of cloudiness, it is necessary to operate at a time
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somewhat lower than this critical temperature at the combustion end of the lathe.
Until now, the pre-reduction in tower 8 'was carried out mainly using carbon # a cuurante measurement has conuietdi, for example, to compress finely divided coal into finely divided coke and ore, l1uS. . "re to form briquettes, thus ensuring an in-
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time between solids * When operating with the combustion extract <6 of the tower at a temperature between 955 and 126000 approximately, the temperature mid-length of the furnace * and normally do 427 to 64900 approximately. At neck temperatures,
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the reduction of iron oxides by means of carbon is very slow. Thus, when the total residence time is three hours in an oven with a length of about 24.4 m, the affective time for reduction of the minorai is one and a half hours or less.
As the temperature increases, the rate of reduction also increases until it is very rapid at a temperature of about 982 C. However, even at this temperature it takes time for the 00 to diffuse into the particles of. ore, to form 002 and for C02 to diffuse out of the feed, so that the reduction operates according to the following equations for iron ore:
Fe2O3 + CO - 2FeO + C02 Ci.7
FeO + CO = Fe + CO2 [2]
To obtain higher temperatures at mid-length of the furnace, air can be admitted through a damper near the top of the combustion hood. However, this air becomes stratified in the furnace and flows along of the vault of the latter over a quarter to a third of the length of the towers At this point, this air apparently diffuses throughout the cross section of the furnace and reacts with part of the carbon and with the residual volatile gases from the char- good in the ore pot,
creating an excessively hot combustion. As a result, donut-shaped rings tend to form, these rings being made up of ore, fondant and coal ash.
These rings may not extend for 20 to 50 of the length of the lathe from the discharge end of the lathe and may be of such magnitude as to cause a complete interruption of the march of the lathe.
For a reduction in solid and gaseous phase of
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ore due to a rotary kiln, carbon must be given priority for the following additional reactions to take place:
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'e0 * * 2 "eG + 00'. 7,700 tz le + 00 4.7 of uau present carbon in the form of coal or coke is generally mixed with the ore and in the castings and the mix at the feed end of the
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tower.
With air, which contains only $ 1 to $ 2 volatile matter, oao constitutes a satisfactory method of supplying carbon. Low volatile carbon of the Pocohontas type containing 16 to 19 volatile dobby can also be introduced at The feed end, b although the use of such charcoal gives less pleasant results: when the charcoal advances through the furnace and reaches the hottest parts of it, it is * strikes off volatiles and, since there is little oxygen in the reducing atmosphere of the furnace, most of the volatiles leave the furnace as gas.
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OO, H2 and Ch4 mbrle8.
However, only a small amount of heat is lost in the distilled tars, since the volatile matter from this coal contains only
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7.56 to 11 t; about 4 liters of tar. Or ton of coal, The use of oharbon with a high content of volatile matter !, which generally contain about p2 to 40 of the material, is not considered. oopuae practice at the end u1 feeding a furnace, because of the fact that the amount of relative gas ve is almost doubled and because of the large amount of
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tar produced (?, 8 5,, 6 liters per tonne of coal).
Unbrayed volatiles and tars not only represent a large additional heat loss! but these materials charge the smoke which leaves the tower in
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Adding to difficulties by plugging and adhesion in the dust collector and the auxiliary equipment, the lignites can contain 40 to 50 volatile matter. and yield up to 75.6 liters of tar or more by distillation in the absence of oxygen.
The heat losses and tar impediments experienced when attempting to use lignites at the feed end of the furnace are even greater * in a neutral or reducing atmosphere furnace than when using coals with a high volatile content * However, the lignites do not melt and the problems of adhesion or inorustations do not arise as with * coking coals with a high volatile content *. the aforementioned seemingly insurmountable problems associated with the use of high-material coal:
volatiles in a rotary kiln led the researchers not to use such a carbon in this kiln and when it came to using strongly reducing gases such as hydrogen and methane in such a kiln, these researchers have uses separate gas generators producing mutants of these gases, or, in some cases, processes requiring the use of relatively high purity hydrogen, leaving others to put in / a device to produce this gas them an economic basis.
When volatile hydrocarbons have been used in rotary kilns, their application has heretofore been limited to providing the thermal units necessary to maintain carbon and carbon monoxide reductions. Of course, this use was always limited by the above / described problems.
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Certain iron and coal minarais contain aoufrt mud 1a volume of pyrite (the 2) * In a reduetriect atmosphere 1 "sulfur cannot be burnt efficiently in a ydnatt atmosphere, sulfur can be burnt *
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belon the following $ reactions t
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? os2 # 302 a 760 + 230 2 4c5l 2 Jib + 1120 2? O 203 C 6-7 DUO c CM .e aoufr-9 is eliminated from the ore and is 4 charged in turn forms us do 302 caseuxo As on 1 # 4 dt jà aignaldt it would be very desirable from an economic point of view to:
'asr lc phew this by combustion in the tower
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reduction*
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In the development of the fusionproods of the tra Po f3tr & tegio-Udy, the desirable caraoteriatics * as well as the operational problems are very diverse. rotary kilns have been produced to an extended extent
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in that a rotary kiln has been used @ at various times *
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with all the wadi charges - described both early * oxidizing $ and end * rdtuotrioosis In general, on the basis of studies and observation @ limitations imposed @ on the totio- '
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operation of rotary lathes <, the present invention has for '
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object an integrated process, in which all the functions
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ruedeority, including the use of the entire duo's capabilities,
coal with a high volatile content *
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can be performed simultaneously in a single oven,
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so that the additional advantage is obtained, that the
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the product discharged from the lathe constitutes a full charge
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containing all the dldpentates including the reducing agent oarbani-t
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as necessary for an efficient reductive melting operation
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It thus becomes possible in a single continuous operation
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to calcine the charge of the rotary lathe by stripping the ft4 and the other volatile fibers of this charges; to dehydrate the charge to oxidize and to remove the sulfur and the etartioj of elie miner the oxygen from the ore by carrying out a partial reduction.
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to crumble the fine $ ilartiCUles so as to form larger agglomerations, which eliminates the beading by entrainment of dust, to use the volatiles of the drafting agent
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in order to efficiently handle jar craoking dot hydrocarbons and coking of the reducing agent, to adjust the final residual carbon content of the product discharged from the lathe to a value
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desired and, in general, to obtain at the end of the discharges of the lathe a complete charge of constant and precisely regulated composition for subsequent reduction.
So in comparison with classic devices $ @
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the only rotary kiln functions as a desoicatourp as a sintering plant, as a coke oven and as the top of a blast furnace.
The reduction capacities of a turn operate according to
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the principles of the present invention constitute a very substantial o- ration compared to the methods of the prior art ** They are based on the recognition
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and the adjustment of two factors which were either ignored or treated orrondly by previous researchers. The first of these factors is the relation between the atmosphere of the tower and the atmosphere of the layer or charge contained therein.
Although the character of the atmosphere prevailing in a furnace is easily determinable, with regard to the oxidation or reduction capacities, the atmosphere prevailing in the layer or charge
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is much more complex, t this / atmosphere being intimately
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bed;;;
"the totality of all the internal chemical reactions * l.nnt in this layer By adopting the system of approach which coneiste to analyze first all the possible reactions which could take place C (±" ltl the layer and by postulating a model laait we 5. had to compare this one with what we obier * ve been practical and we can thus determine the phaf fJf! 1! I 1! h; '8i <!! ü néc (Jofla:!. rQB for to realize the conditions 14 '.... the \ !; e! 1st year. the studies to which it will be asked * aleot 11 ²l'etlo one leads to the eeoond oruoial factor, which is the factor -, the load. the expression nfactour of load * is used 63M the reent mmo1re to set the percentage
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.t .1 <. section "11I ': Total HBvereale of the fout which is occupied by 3.:.,.". î, 0 t â .., r. The present invention is bandgon part, ILr '.-. dJl uv;
rr = c according to which by a precise adjustment of the JY .'aa de ehaege 1 ')' of the length of stay as well as by "JI!:; r, s '} <la: T) 1'nt \ .u' e over the entire length of the turn, we "'1'11. l '.l!' '' 1l} sort or @ dqg hydrogen, uu methane and au-. y i ',' rKt = .. F;, are produced by 1 \ 8; ;; materials with a strong tvîiôu ';; H ,,; I, t; ** "v-'JlIj.t1..i <:" P end l :) 't use 0'1 gaI for pn', '<' '..j' .. #} - l ", '' '' 0! 4j "1i heard, this adds to the Lj6Q \ - ni",:,:, bzz:, ". # '<#' Ion ..i.UJ !! "'..rE'! '\ lUe of contact reduction tJo-'! 1 ''" <- ''> .y Útr '! \ r \ 1'Af! fvee the ore t'1. du ruduotion iU; 'fJUtu r3t rt. ,, rE.xrrr: ^' ic a: x'37t7p .1.1 <::; .... '1; oviJust that the chemical reactions x are that, '"u,.; ax k:. (: T1IÀl \ ilt ea pre-reduction of a tuur ru.
\ ü1; U '' 1. ,, .. 'n J.> f),' III.iH.> <the chemical and mechanical properties of millet,;: .. 'b \ $ JH.r'.) '.1']) '.. : l1V J.uuet Thus, the ideal system and, nr oonfl + 5 \ .l .. "'t J. \ factor t.1' squash the, temperature and the duration of stay in the oven will vary by a ore to another, where 1.1 peml f; \ nv; .. 1). deuamiereeue in no case had the factor
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and load should read eupdrluur at 15 th and, in the majority of ores processed, the load factor of between 6 Jf and 11% has been found to be satisfactory.
It is interesting to note
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that the charcheure have, when they spoke of a
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load generally determined a figure between 25 and 35 i * t The Applicant has found that with such. load factor * The atmosphere in which the furnace has virtually no effect on the concentrations in the layer or load and very little reduction can take place.
This is due to the fact that a thick film cannot be controlled with regard to temperature and reducing character by the atmosphere.
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sphere of the lathe * On the other hand, the present invention allows a
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precise adjustment of the C0nalT.inB uano the layer by adjusting the. temperature f <t bond reduction capabilities. moophére lying or '}' 1 ': l! \ H'1 (the said layer, in aorta
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that none of the 01 sort, <,: 5 "=" 'u.oH, ent1onnÓeEJ is met with the mechanism of re;: lnE-: .. <,,,, and more in detail o1-d8880U8.
Day tl .t. a..4 ..) ni "f,;,.: i '. s?! s C'i'ii'lète of the hematite reaction u.tvi' 4 sic '1, (. (' '1 <-H, e,:!.' Ef!
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D <: 6 r; °,. = Tn; d- received tien intermediates such as rt1aotior.eo trM &! U:; m1 '.. i: .J CIO Tla: tite in magnetite, from! agnotite in wuetit;>, if not III'18tHe In proud ae produce dga- lM: Mtt avço ie l '' l ,: c1l "o: hl" t 'lu !!! (' thf..ne and / or carbon monoxide, 11 and well ton than lorequ 1 in the absence of oxygen These coals are chs-turf4and hydrogen, methane, carbon monoxide and other gases are released to a lesser extent.
Groin:!., Loroqt4e {ÎIAf.I charhone are carbonized, the distillation gas> ç-ut n4, ci4 20 b. 60? ' of hydrogen, 25 il 50 ±
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of a4thane and 9 * 7 '- of carbon monoxide' The composition
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depends on the type of charcoal, the temperature of the
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bonus, the type of carbon11'u and other * monk factors
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important *
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During the process of washing, part of the gas is cracked to form one carbon molecule and two hydrogen molecules. The tar * present in the distillation gas undergoes an oraokase in carbon and hydrogen.
Thus, an additional amount of hydrogen becomes available when the distillation gas has heated to the cracking temperature. In the process according to the invention, coal at the highest material content. volatile have added in one or * vr6t'renoe, in several places. along the side of the tower, where the temperature is 8uttleammtnt high so that a 1'd1at distillation.
of charcoal is primed, Quantities st urë 8 dtmlr compressed are admitted * in a large number of
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point along side of turn before, between and after said '*
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positive * of Helimentat10n in carbon @
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Alone *, a small amount of air is injected into
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a point determined in order to t # fish for a complete combustion of the carbon # of * volatiles ** or reduction yas (for example CQ) The air burns completely in the form of a flame in a gasstust atmosphere and being against the gas oven, <x <t0 "will tetont 1 lu ta $ m $ way that gas burning in air
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following the load factor in question and the free clearance
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of ga by the layer there was no air left for combustion
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carbon or in the ore layer in the lathe.
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when the incoming coal falls on the oily layer of ore, it immediately begins to distill in 11b'-
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first of all higher hydrocarbons ranging from methane to tars * The air coming from the nearest air orifices partially burns and / or cracks these rich hydrocarbons and provides heat for the process * during carbonization of the coal. the richer or heavier hydrocarbons distil first and as the temple flows the hydrogen content gradually increases until towards the end of carbonization the hydrogen in the distillation gas eventually reaches 80 to 90%.
It should be noted that there is time for carbonization, this temple depending on the temperature, the temperatures of the ore layer and the duration of stay of this one 4. ne turn are, therefore * regulated. , so that there is enough time so that there is always a set of hydrogen present in the ore layer throughout the furnace after the places where the coal is added.
Due to the mixing action of the rotary kiln, the distilled coal mixes with the ore in the layer and releases hydrogen and methane in this layer, so that reduction of the ore occurs there. Gas samples taken from the layer at various points along the furnace confirm this theory and are shown in the examples.
In addition to the process of producing a strongly reducing atmosphere in the layer consisting of hydrogen, methane and carbon monoxide from coal, lignite and others. solid carbonaceous materials with a high volatile matter content, the Applicant has also developed another method for injecting natural gas along the lathe,
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so that this water enters the furnace below 1 * aoa * che and undergoes while it crosses this one from bottom to top, a craoking in carbon and hydrogen gateuxe Natural gas and other gas containing a licurcentage substantial of 4tbo, 4.
can not be used to form the roaming hydrogen of reducing gas, as well as fuel for the aysteoe lerw- 'which it burned above the bed of minorai * We know that the rate of reduction of * ï'4 < Mr <d <t increases with temperature and that at a t..p4tIre 4oao4 lt humidity reduced at a rate ** a little higher than carbon monoxide * We also kept silent that the CO t CO2 ratio is high or the greater the ratio H2 * H2 0 * and <1 <!, the reduction is rapid.
An important advantage of 1. pri ..... the invention lies in the fact that @ en tr1 ..., 1 & retains hydrogen in the ore layer at t .., 4mam the furnace)) lh rough reduction at a T1te ... pl 410 * and & a lower temperature qwt <c la was i aalt l la8CJ, lK'- 'present, Ainui, with a particulltc mttlaffl of 4 .. melting and coal ash * <Mt <comt \ 8W q qo 1. fusion patuan or rather the point ci. ± \ &, 108 Mi--. itut tlleorrâpw roll 102) -0.
It was at '0 .. "" ". 1 ;," ""' n of 1 "atn walk the tourodi so that the t .... tar8, the triUc l% tm plus ohAU4..t .. t-d1 "to Ilextrfut + A of t4obume * qexz4g * stinks this value * In these 'OO8I1t10188 opdmtelx e 1 * enz dient de hltperature from the n1II1W <S 4 * ohws * turn was such that 18 has ta l tttt% 4 c * tt% atlWtW 60 deoharp, the Ullp4r. "ul" in * was plus *% xe te '110-0 * & v3xux, <3cMn <; it is, 1 .... 0 "" '' '' '4 * M4, tUq t8. tq | ii i 'at Itaitt of carbon and of i & onaxjr4 te 4 * rbb w #% T'taeMMtt !:
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lentf at this temperature.
However, by generating the 4. hydrogen dances the mineral layer itself, a
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tooth a reaction rate higher than that of CO is
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made available and the ratio of the reducers to 0 2 is
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increased * This two factors tend to produce a significantly greater degree of reduction with respect to the preferred apparatus in which
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the roo6d 'aunddescribed it must be exuouted, it is useful in accordance with the invention, a rotary kiln equipped with the pipes or inlet ports wait inside this tower and by the
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<tê <tl0t the combustion air ieout be admitted, as needed, from. * A ': 11'S orts which particular area of the turn.
One or more
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other loading devices of the type generally used
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up to r'8Dt, 1 'occasion; by rotary kiln operators * are arranged along the kiln, while another type of 6: 1 Ojolti: t loading capable of projecting 114 .. materials of small dimeneione in the kiln only finds k the.xtr4 . mi "" 4th G8obuS8 of this one, sn mime tot; 4p than a long burner. gay or & high classical Ba J>: '81.iqu., an oxidizing atmosphere * and established rt Jtf.:1DwJJU. teeth the 1110: 1 t:
14 of the furnace which does not find 1 * y2m & prba of the loading end ** admitting of 1 "* ver their inlet opening of this are, so that the mimr * l which can be lM1J" â due fondant and at a little '8 ent ritsuc * -ait initial ... t dârhydxti, cloni et "fJ8ri padMt sao pasalçs 41lne this part of the oven, Approla ntvsrri 81.10Dg.ur of the oven, due quantities ¯ub.tant1.1- them demand "U4WU. tu high volatile content * have 1ew6 1.
a, xrg * by the 'di8pO, itit of loading oon- tim i-r (4v * state Ifs - "' 1'01 Su four ut a redduotrioe
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, and Minai established as above, which entails a partial reduction of metal products
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are kept in the ore. According to another feature of the invention, the continuous charging device which is disposed along the length of the furnace is still used to recycle the fines which are collected in the outlets at the end. dlcharae of the furnace and to initially load the fias einerais whose particles have a size between 50 mesb and 1croD / 'By charging these .fines in the reducing and hot part of the lathe, these fines nvb1asent a rapid sintering, so as to foraer of 1 magnified, articulated,
which eliminates any circulation of a charge of fines and generally increases the efficiency of the process further * These recycled fines or new linons can be introduced alone or in Mixture with a reducing agent, if desired * Mixing the recycled fines with a reducing agent is particularly advantageous when using certain coking coal
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With a high volatile content and high degree of fluidity, such coals tend to form annular deposits in the furnace which possibility is eliminated by mixing recycle fines therein.
The new loading device provided at the discharge end of the furnace is used to introduce carbonaceous material at any point along: the reducing zone of the furnace, the quantity and the places where the additions are made. being determined by the precise practical needs of the feeding of the lathe, This amounts to saying that the material is introduced at a place such that it
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either properly charred or 00. 6tied as it is discharged from the rotary lathe.
It has been found that the combustion of volatiles from the material
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thus introduced is sufficient to maintain fuel equilibrium and ensure a suitable temperature at the discharge end of the furnace, which practically eliminates the need for the use of the gas or oil burner. In this way. the native finally discharged from the lathe contains all the * ingredient * necessary, including the stoecliometric quantity of carbon in the de-areal state, to constitute an optimum charge for a reduction furnace, in intimate mixing and at a temperature. properly adjusted.
As will easily be understood, this feature of the invention constitutes a means of supplying the desired quantity of burnt carbon in the material finally discharged from the furnace and / or in the feed charge of the electric lathe, in the latter. where low volatile fuels such as anthracite or other forms of carbon containing less than about 15% volatile matter are not minimally available or not desired in the electrical tower. fusion * Moreover, the process provides an easy way to regulate, in a preaching manner. the residual carbon contained in the declared material of the rotary kiln,
under conditions in which the carbon from bituminous or lignite coals, small coke etc. has been totally consumed in the rotary kiln or consumed to such an extent that there is a stoichiometric deficiency for the most efficient operation of the fusion tower.
It is thus seen that the present invention encompasses a process for introducing solid carbonaceous materials with a high volatile content or even hydrocarbons! liquids in the rotary kiln, in such a way that these materials are brought to the ore layer.
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is valid in the oven under optimum conditions so that the desired product is sealed at the discharge end of the rotary oven. In this way, the carbonated additive material is injected onto the surface of the active layer or onto the lining of the furnace in a position varying between
0.3 and 12 m upstream of the discharge end of the furnace.
Thus, volatile gases, hydrocarbons and other vapors are distilled off and contribute to the reduction as described above. The residual charred coal or the whole partially coked remains in the charge and is thoroughly mixed with the product discharged from the furnace.
The cost of carbonizing the high volatile reducing agents in separate equipment is thus avoided and the optimum conditions for a melting furnace feedstock can be achieved by treatment in a single rotary furnace,
It should be emphasized that any solid combustible carbonaceous material can be used in the process according to the invention, in particular anthracite, lignite and bituminous coals at any volatile matter content and in ash and in reasonable sulfur content, these materials having coking qualities ranging from those of oxidized non-coking coals to those of highly coking coals, small coke, peat, / sawdust, husks plant products,
splinters of wood and; .. It is only necessary to know the composition of the reducing agent, so that the appropriate amounts of this agent can be used, as well as it is necessary to know whether such impurities. sulfur are present, so that appropriate adjustments can be made in the operation of the furnace, to remove impurities.
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Of course, the requirements of the hydrogen reduction mechanism require the employment of at least some Malian veils when this profera mechanism is used.
A preferred embodiment of the invention will now be described, with reference to the accompanying drawings in which - Figure 1 is, after partial section, an elevational view showing the structure of the rotary kiln used. readied for the practice of the invention; - Figure 2 is a section along line 2-2 of Figure 1, this view illustrating features of the structure of the furnace according to the invention; . Figure 3 is a section taken on line 3-3 of Figure 1, this view illustrating still other features of the structure of the furnace according to the invention;
and FIG. 4 is a perspective view showing the preferred arrangement of the structure of the furnace according to the invention with respect to an electric rotary hearth lathe arranged to be loaded directly from the rotary furnace. Figure 1 shows a conventional rotary kiln 1 with a steel casing, provided with a refractory lining 2 and mounted so as to be able to rotate on journals 3, The tower has end walls 4, containing orifices for (a) loading from a loading hopper 5, (b) a cover for removing the% gold gas. tants 6, (c) a burner 7 supplied with gas or oil, (d) unloading into an insulated hopper (d)
a special loading device for injecting a solid material into the interior 9 of the furnace. A fan 10 driven by a motor is mounted 1, outside the steel casing but is located at a certain distance from this casing.
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In order to avoid overheating, the fan 10 exits to inject air through a series of stainless steel inlet pipes 11, each pipe being fitted with valves (not shown) and passing through the casing of the furnace in various directions. places distributed along it,
these pipes ending in orifices or holes directed in the direction of flow of the xaz inside the furnace 12. It is necessary that the orifices be directed in this direction so that a substantially negative pressure can be maintained. in the furnace and also to minimize turbulence which would cause fine induction doors. It is also possible to use a series of fans, so that an individual fan is associated with each inlet pipe 11.
Likewise, for the injection of reducing gas below the load, pipes 18a can be fitted as shown in figure 2 and can be activated, when they are below the load, at each rotation of the load. oven. At mid-length thereof, a chute 13 is provided for the load. Continuous ment of a reducing agent in the reducing agent of the furnace.
The operation of the chute is shown in detail in FIG. 2; the caster 13 is preferably made of stainless steel or brick and has a pipe 18 which extends inside the oven forming an elbow. The reducing agent 17 is introduced into an open hopper 14 from the tank 15 so that, at each revolution of the oven, the chute receives a predetermined quantity of reducing agent. When the chute i filled with reducing agent leaves the tank, the reducing agent; is distributed over the surface of the load in the furnace.
The pipe 18 prevents the hot layer 16 from discharging * when; that the dipstick is in the pan, because it is always above the upper level of the oven load. @
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It has been found that by forming an elbow in the pipe as shown in Figure 2, a much better distribution of the reducing agent occurs than when the pipe enters the furnace in a straight line, while the formation dust is significantly reduced.
The number of such rolls must obviously be determined by their dimensions and the volume of material to be loaded at each revolution (only one chute being shown) * If it is desired that a greater quantity of reducing agent be loaded at at a given moment, the rotation of the furnace can be interrupted and the reducing agent can be brought directly from the trial * into the furnace, Or, the speed of rotation of the furnace can be varied, so as to obtain a residence time For most applications and for the load factors described above, a residence time of the charge in the oven of 3 to 6 hours has been found to be satisfactory.
The residence time is advantageously adjusted by varying the speed of rotation. The chute and the tank are arranged so as to provide passage for the conduits or pipes 11 made of stainless steel *
In use, a crushed ore or a mixture of ores is charged into the loading hopper 5 together with the essential fluxes and / or the carbonaceous reducing agent From the hopper 5 the mixture is continuously fed into the loading end of the tower, The temperatures suitable for the desired reactions are maintained by adding carbon through the chutes 13 and compressed air through the pipes 11 and / or by the gas or oil burner 7.
The inlet pipes 11 can also be arranged to inject a reducing gas into the layer 16. To establish and maintain a
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oxidizing atmosphere above the sensitive layer 16.
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ment during the first half of the operation, the valves provided in the pipes 12 are opened and
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combustion air is admitted 1 enter the furnace and pass over the charge in it If the charge contains a high percentage of fines, the losses by entrainment in the hood 6 are high, but this dust by train'.
can be collected in precipitation apparatus and / or suitable dust collectors (not shown), this dust being simple-
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ment returned to the furnace via hopper 15. Zn introducing the recycling fines into the middle part of the furnace alone or in combination with carbonaceous fuel
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solid, these fines quickly agglomerate, so as to form normal charges, which come out, at the end of. discharge from the furnace rather than trana forming into a circulating charge.
The angle at which the pipe 18 enters the furnace ensures a gradual introduction of fines near the surface of the load.
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and thus contributes to preventing the formation of pouanièreas In the first zone or oxidizing zone of the furnace, the sulfur
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is removed both ore and reducing agent. In practice, it has been found that up to 90% of the total sulfur present in the ore of this ma-
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niàr8inal that 50 to 70% of the sulfur present in the reducing agent.
Dehydration, agglomeration, and calcination of the charge also take place as the charge moves through the oxidizing zone of the tower.
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Substantially at mid-length of the taux, the reducing agent is introduced through the chute 13 of the annièra described above and the oxidizing atmosphere located above the load and in the latter becomes reducing ,,
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Reducing daring and freed by distillation of volatile hydrocarbons, owing to the annual high temperatures it is subjected and the gases produced,
as well as the direct reactions between the carbon and the constituents of the iron, give rise to the reduction of metallic oxide * to interior oxide and elemental metal, as described above.
Without the particular embodiment illustrated in the drawing, the auxiliary charging device 9 * and equipped with a soft pressure gas supply line which charges compressed air or other gases used as a vehicle during the injection of the carbonaceous material necessary to adjust the composition of the charge, so that it is optimal.
This device is powerful enough to project the charcoal over about half the length of the oven and it can be adjusted to introduce the material at any desired point along this half of the turn.
The feed rate and precise trajectory are easily determined by calculating the additional amount of reducing agent needed in the final charge for the melting furnace, based on the samples taken and the duration of the operation. stay necessary to properly coke the material thus introduced. It is obvious that any suitable mechanical projection device can be used for this purpose.
Since the walking tour is conti. naked, the distances inside the furnace are proportional to the length of the day, provided that it is taken into account that the large particles move in the furnace at a speed slightly greater than that of the small *% particles ,
Figure 2 illustrates the structure of the loading device provided at mid-length of the oven.
As one can see
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Easily the material during processing 16 occupies about 6 to 15th of the transverse action of the furnace,., loft the load fryer condi- tions sued4criteso 00 = 0 described in more detail, the panty 13 have elbows oetaae shown, so that when the material 17 is unrolled in the lathe it falls a short distance only on layer 16.
The .ti, ura 3t which is a section through line 3-3 of figure lo shows the assembly and drive details of the lathe, this view showing the journals 3 # the drive motor 19 and
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the ring gear 20 connected to it,
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Lorol1ue matter * 'freely flowing reached
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the fallen end of the towers it can be collected doua *
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a trt, -Iaio isolated 8, to be transferred to the oven
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* However, it is preferred that the material discharged from the
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Holt rotary kiln introduced directly and continuously into a rotary kiln with rotary hearth. A fixed or rotary kiln can be used for this purpose. ensure an uai tome distribution of the oh.roe on the surface of the bath, the capacity and the.,
1 tell "of furnace melting being proportional to the flow rate of the reduction furnace * When using a rotary melting tower, a truly continuous operation is aleuréa, the rotation only having to be interrupted from time to time to unload the furnace from The relations between the 414 constitutive tales of the installation appear the ancestors to
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figure 4.
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the following illustrative examples will make it possible to better understand the process according to the invention, including
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detailing past practice and improvements
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provided by the principles and operating methods following
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present * invention.
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1329LU -I &
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To obtain an appropriate comparison standard, a test was carried out before any modification $
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epient brought to an elastic rotary kiln. The ore consisted of a very finely divided, grate type magnetite iron ore concentrate was charged with flux and charcoal with a low volatile content at the end.
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power moth of the lathe.
All combustion air
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has been loaded into the discharge end of the furnace by the combustion hood * The eucal results are shown in table 1 below t
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1 WLAU IJftb1tuo1e At1R1YBe from the chart!
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<tb> Mnerai <SEP> Coal <SEP> (low <SEP> content <SEP> in
<tb>
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lli; III, .- ,,,,, #,. ,., ...,. ¯¯¯¯¯¯¯MRtieree volatile).
Pe 46o6 Mat. Flight. 19. Gangue 34.0 Carbon 7493% Sulfur 00, Q # Ash 6 # 4th Sulfur 005% Data, l, .relative, to the functionnamtnt of the kiln Ore 860 kg / br.
Weighting 167.6 Jcg / Jir Coal with low volatile matter content. 190 ttg / bre Natural gas consumed 890 8000? 020 Slag discharge temperature 1050'C Temperature in the middle of the furnace 585 # O
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<tb> Temperature <SEP> of <SEP> gas <SEP> of <SEP> smoke <SEP> 365 * 0
<tb>
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1'1ragehdan. the ignition chamber 0.125 ounces of water? aot?! rr7 (discharge extrëait) 702% Retention time 3.0 hrs Analx9e, smoke ag¯ C02 18.1? J 2 1.
CO 1,
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<tb> Sulfur <SEP> in <SEP> the <SEP> slag <SEP> 0.11
<tb>
<tb> <SEP> reduction of <SEP> ore <SEP> 38 <SEP> to <SEP> 40%
<tb>
Despite a high slag discharge temperature (1050 C), only 39% of the oxygen contained in iron oxides ion was removed in the furnace.
A considerable merger @ you an important agglomeration of the load at? the walls of the ae are produced up to about 7.5 m from the discharge end of the furnace, wrongly * that it has been frequently necessary to clean the furnace with a coring , in order to allow continuous operation, annular deposits forming from temple to temple * In short, the operation of the oven was not satisfactory.
After discharging from the tower, the acorie at 1050 * 0 was collected in an insulated container.Letting them stand for half to 1 hour, while stirring them, the fine particles of slag containing the metallic iron melted and agglomerated , by forming a solid cake which could only be removed from the containers * with great difficulty *, using a corny.
The proportion of 1.9% of 00 contained in the flue gas indicates that approximately 12% of the heat contained in the coal was lost in the form of 00 in the smoke chamber, while hydrogen and methane were also lost * The oxygen content from the incoming air at the discharge end indicates that an oxidizing atmosphere prevailed throughout the length of the tower.
EXAMPLE 2,
5 7.5 cm air hoses were installed on the outside of the tower at 1.8 m intervals, starting about one third of the length of the furnace from the discharge end . the pipes were connected to conduits
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leading to a motor blower mounted on the side wall.
Air subjected to a sufficient positive static pressure was introduced into the furnace at the five points in question, so as to create a long combustion period, by adjusting the composition of the gases and the temperature of the furnace in this zone, as well as in the entire oven.
Furthermore, several Mont chutes were mounted on the side of the furnace substantially at ni ** length, so as to allow the furnace to be supplied with coal @ with a high content of matir. volatile and lignite. While working with the furnace, the chutes took their load of coal with a high volatile matter content from a fixed tank located below the furnace, as described above.
Since no coal or other fuel was loaded at the feed end of the furnace, it had a combustion zone extending half its length from the point of 'Charcoal feed to feed end * In this zone, volatiles from charcoal have had sufficient time to distil, react and / or burn almost completely
The ore used consisted of an iron ore concentrate of the unroasted magnetite type with a high sulfur content, in the form of particles having the same particle size. Sorted than that of the concentrate used in Example 1, the ore from the same mine as in Example 1. The coal used was of the high volatile type.
It contained a high proportion of sulfur, as shown in Table II.
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¯¯¯¯ym? ïî-MMf ######### Anfrlyy, d o, la? haMt ..
Ore Coal with high material content n plalap b. on 53,076 Mat- Vol. 52.8 * Qangue 2405e carbon bzz 3oufrf Ot92} <Ash 90 e 8oufr $ 2,9'A j'niyf 1 III * if, p ,. the 1! Yew fouf Mitieroti 660 te / bre Chn'uon with high volatile content # $ 162 kert natural gas consumed 12 $ 46% 3 / bre Discharge temperature of the * Cori # 971 * 0 temperature in the middle of the tower 905 '0 Temperature of t;
as of tWD4, 7.12 ft5 / hrt Draft in ignition house 000500M water? tank actor ,, * {discharge end) $ t1t * Retention time 390 hrea Smoke gas analysis 002 1806% o2 009% 00 0.4% sulfur in 1001'1. 10010 Mineral reduction 51? Sulfur removal 22% mm-MMO-M Momm-
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In this 8 ... 1, using an r461 'power supply. side in air and a side supply in coal, the temperature of the unloaded cross * was 97040 # or about 6000 less than in 1 # exomple 1, in which the claloic process of supply and combustion at dtd used As a result of reduction by hydrogen based on tttaplraturi, it produced neither a6s1om4rat1on, nor fusion of the soorit
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on the walls 8 of the oven.
Moreover, despite the high degree of reduction (giving a high percentage of metallic iron
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in the slag) no agglomeration or fusion of the iron pa! i1ou1 "has this produced in containers collecting the 4 * orlop the sedoculling material freely during its evacuation of the inner hopper *
Although the discharge temperature is sufficiently low * that the operation of the oven is free of cloudiness, the temperature in the middle of the oven has been increased by
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58500 (example 1) up to 905 * 0.
Thus, the reducing agent present in the furnace has been lengthened and, as a result of the distillation of the hydrocarbons, the residence time in
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reducing conditions was increased at a corresponding rate * This explains the higher percentage reduction in min. rai z center 39? * h 8rat at lower discharge temperature *
By adjusting the air introduced laterally, it has been possible to maintain a reducing atmosphere in the discharge half of the furnace and yet add sufficient air in the supply half, so that the quantities ex-
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-help. of volatile matter and tar from coal with high volatile matter content are burnt.
Since the smoke lock contains t7.47 of 00, only 2% of the total heat contained in the coal has been lost, forming us as fuel in the flue gas.
At the end of the test, no accumulation of dust was observed in any part of the dust collector, blower, or other gas handling system, indicating that the tars were used substantially in an adequate manner. complete.
No special attempt was made to remove the dhow from coal and ore in this trial, per
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Combustion * However, 22% of the sulfur from the coal and ore was burned in the lathe, even with the higher pre-reduction.
By controlled combustion by the lateral air distribution and by almost complete use of the large quantity of tar and volatile matter * a high degree of pre-reduction has been obtained, a substantial percentage of the sulfur has been burnt and the discharge temperature was lowered enough to obtain a free flowing slag.
the nearly complete combustion of the large amount of tar and volatiles provided such an amount of heat that the amount of natural gas burnt only half that used in Example 1, in which use was made of. low solids, volatile coal * In this example, only 8% of the total heat leaving the furnace was from natural gas. The remainder was from the high volatile coal. Only the fixed carbon in the coal was burned.
EXAMPLE 3.
In this test the same ore and the same coal was used as in Example 2. A significantly larger amount of air was injected into the furnace feed half in order to to remove sulfur from ore and coal by combustion. The results of this test are shown in Table III.
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TABLE III,
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Combined operation of oxidation and reduction) ..., .... i, l ... i 2Pnn4g8 Celatlvea au f2n2tlonei2elâj in oven.
Ore 906 kg / hr Coal with high * content of volatile matter 181 7cg / la Natural gas oonsummé Ht 76 M3 / hra
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<tb> Temperature <SEP> of <SEP> discharge <SEP> of <SEP> the <SEP> slag <SEP> 980 * 0
<tb> Temperature <SEP> at the <SEP> middle <SEP> of the <SEP> oven <SEP> 893 C
<tb>
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Gas temperature, fwnëe D5500 Draft in ignition chamber 0.05 oz of water
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<tb> Factor <SEP> of <SEP> discharge <SEP> (end <SEP> of <SEP> discharge) <SEP> 7.0%
<tb>
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Retention time y25 hrea Flue gas analysis 00g 17 r 4 02 2, Ot
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<tb> 00 <SEP> 0.2%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Sulfur <SEP> in <SEP> slag <SEP> 0.40
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> '<SEP> reduction of <SEP> Ore <SEP> 43%
<tb>
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72% sulfur extraction
As revealed by the flue gas analysis,
an excess + air was injected into the feed half of the tower, so as to provide a 2.0% excess oxygen and an amount
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negligible CO. The excess O2 has exceeded the amount neon- en
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sary to burn the $ addition, The gases contained 0.5% of $ 020
During the test, 72 of the total sulfur contained in the coal and in the ore was burnt to SO2 and
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eliminated. of slag # It is notable that this figure can be raised up to a5 or more, provided that the bone sulfur has a form that can be burned (pyrite, organic sulfur in charcoal, eto ...).
As in Example 2, a low discharge temperature (979 * 0) was maintained, while at mid
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length of the furnace a * temperature of approximately 893 * 0 was obtained ** This result was obtained, as before, by burning the wx- ebe of at1'rec.olt11. of the coal introduced laterally into a longer combustion, but no <xo <ûaiv <n <nt hot this combustion sound system being regulated by the side 1n.o'10n $
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of compressed air in several pointa.
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Use of a more oxidizing atmosphere in the furnace feed motor lowered the percent reduction by 1 µl. 43 <This situation can be corrected by using a longer furnace with a longer residence time * The heat loss in the fuel @ contained in the gas from tum4, was within about 0, If in this tone, Otpen > lant | the gas used for combustion in the nitvaueventé tt xaur relative to the quantity of gas used in the axa: ple 2.
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No agglomeration, no deposit or no adhesion
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load in the oven were not observed. jX '; M; PL 41- In this test an ore of far linin was used as well as lignite with a high ash content, eomrt
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are
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reducers' The results in Table IV.
U.:Bj.iJ'\t1J -ivā
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t1't 1 nz da li ntt <for aliraanttr four nHÏy.8t ''. "de '\ a.'cmr & 9l Jl" ""' "'" llingrai it-nita # 39, Mat, see 42.9 Gangue 30, Carbon 31 # 10 Door by combUBtLon13r5> C Ctfndrt 26000 .3 besides 0, 3 Sulfur 0.9
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relative poeoe * to pond furnace Ore 736 kg / hr $ Lignite 263.6 kaam Natural Oez oonBOtnraé '13 w3 / hr <slag ddoliaret leak 010.10 Woulpêtaturs in Mid-round 839 C tomperuture of smoke case 501 * 0 ...
d "has charcoal d 1 P.Ilitmotge 0.05 that of water <#"! t. <'ur de ctarge (discharge end) 6.0 *) r c îc retention 3910 hMe .4 !! 4.1 az of smoke COp 2195e 02 5> i CO 0.5 'Sulfur in slag 0,, 4Ce
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<tb> <SEP> reduction of <SEP> ore <SEP> 68%
<tb>
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Elimination of the otter 45
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The much higher percentage reduction * "of the iron ore (66) obtained from this test was partly due to the porous texture of the ore, but mainly the substantial amounts of hydrogen and methane released in the layer, as well as the mineral. high reactivity of charred lignite, after distillation of volatiles in the
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tower.
However, the excessively large amount of volatile matibr "was almost encroached upon as evidenced by the low CO content of the smoke eas. # After the eeee no tarry dust accumulation was observed in the dust collector or elsewhere.
About 45 of the total sulfur contained in the ore and in the coal was burnt in the kiln.
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As previously, neither deposit nor agglomeration of slag is produced in the lathe.
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EISMPLB 5. during the pre-reduoUoa of an ore in a furnace, if seen from the subsequent melting in a foundry furnace, it is aouhnitable to provide carbon in an etodahlordi- tical quantity, to complete the reduction in the turn of thus killing , an 8corie prepared from a hematite ore and pre-redu1t. at a rate of 55% in the furnace still requires the addition of a considerable amount of carbon in the melting furnace, to complete the reduction.
If the product contains
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50% fire 4 at a pre-reduction of 55, '28 kg of carbon per 45 kg of loaded carbon-free slag is required. in the oven to obtain a complete reduction in metal.
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Assuming that air is introduced in a suitably regulated quantity to the sides of the furnace at various points, only 5 to 10% of the fixed carbon contained in the reducing agent is burnt, even when using coals. high volatile content), or lignite, as a result of reduction with hydrogen and methane, When large coke or small coke with 85-95% fixed carbon is used
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or low m content coal:
Ua.r. volatiles containing 75 to 82% fixed carbon, it is not difficult to obtain an / excess of carbon in the slag. However, as shown proceeds! - There is too little volatile matter in the combustible case to heat the furnace and contribute to the reduction and a large amount of gas or other fuel must be burned in the furnace discharge extract.
In addition, the Fuel is
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loaded at the feed end or pure from ugly gully. However, the melting furnace requires a greater or lesser amount of carbon, because less or greater pre-reduction is desired in the pre-reduction furnace, a
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The change in the carbon content of the slag takes several hours, due to the extended residence time of the ore and the carbon in the pre-reduction furnace.
When loading high volatile coal or lignite into the kiln, the amount that can be charged is limited by the heat generated by the combustion of the excess volatile matter, so more carbon is necessary for the melting furnace, it is sometimes not possible to load a larger quantity of these fuels at the feed end of the furnace or through the side chutes thereof; or the oven may be superheated to burn off additional volatiles.
To ensure immediate control of the carbon content of the slag and to obtain more carbon in the slag, when using coals with a high volatile magnesium content or limits, the furnace was operated in a similar manner. such as coal with a high material content? volatiles is injected into the discharge end of the furnace on the hot slag layer and / or on the hot walls of the furnace, at a location between 0 and 9 m from the discharge end of the furnace.
A sufficient quantity of coal or other fuel can be used so that the heat generated by the combustion of the volatile matter from the fuel not consumed in the reduction approximates the heat of combustion of the gas. natural replaced.
When the slag is discharged at the rate of approximately 793 kg / hour and the natural gas is consumed or burned at the rate of 12.6 m3 / hour (460,000 Btu per hour), the gas supply is stopped and the high-grade injected carbon
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#n Jftatt.r81, olatiltee. ' bl '. At a rate of about 50 kg per hour, the coal was made up of pieces having a corner @ of 6 # 30 JUL. It contained 3.3% pieces of 100 weeh, most of which apparently were burnt suspended in the feed opening of the furnace. The mittiere plus 61'0'81'1 "fell on the bed or on the wall of the furnace, the discharge affecting the 103840 approximately at the beginning of the I.lai.
This charcoal has been ddbarrals' prl, that 1mm'd1atement of the volatiles., And of the volatiles ** have been burnt ... with the air sucked in we form a large yellow flame filled. Being the whole section tran8vert'11 from the oven. Oomal pre-emptied, insufficient * air was aspirated to achieve complete combustion * due to volatile matter *,
so that some hydrogen remains in the water. Oombuation of excess volatiles was ensured * by injecting air sideways into the whisk as described in * previous examples *
The carbonized residue or ooke coming from the injected carbon freed from volatile matter remained all fora *
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of a * layer on the charge, in order to prevent a rw-exydttier of the ore * This residue was discharged with the slag of man1'r.
to supply a carbon wttoe to supplement the stoechlometric carbon requirements of the ditotriquet smelting furnace Thus, a complete charge for this latter furnace was prepared in the rotary furnace using coal at 36} <volatile matter *
Before coal injection, the carbon content
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dt the stable was 97% by weight or about 99% of the total amount of niacaaxi carbon, re to ensure complete reduction of an aoorie to z iron, with a pre-reduction of
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55%.
After the start of the carbon inaction, the carbon content of the slag from the kiln was increased in a few minutes to 8% or a little more than the stoichiometric amount required to complete the metal reduction in the kiln. electric.
By synchronous adjustment of the lateral coal supply and the coal supply by inaction, it has been possible (1) to maintain the desired percentage of carbon in the slag and to further heat the temperature in turn 4. desired combustion and (2) to maintain the desired combustion and the desired setting of the atmosphere to remove sulfur, to ensure pre-reduction, summer ... and to maintain a free flowing slag
In another test with a different ore and with a larger coal than that described above,
it was found that 11% of carbon residue was discharged with the acorie; this is why finer coal was used to achieve the desired relationship between the carbon present in the slag and the heat released in the kiln. The charcoal consisted of lumps all less than 3.175 mm, this charcoal containing 16% lumps with a caliber of - 100 mesh. In this case the very fine particles burned in fl uence, forming a luminous flame. and hot for heating the furnace, while the larger coarse particles fell on the hot load and were stripped of volatile matter,
to form a residue which was discharged with the slag * During this last period, the carbon content of the slag fell from 11% to about 7.5%, when finer coal was used instead of coal bigger $
Thus, it was found that by controlling the degree of pulverization of the coal, the proportion of carbon in the product discharged from the furnace could be effectively controlled.
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While the wrongly volatile coals were injected into the discharge end of the furnace, the furnace continued to operate by causing the middle chutes to introduce the high volatile coal :! with recycled fines from dust collectors
When melted, coking coals with a high volatile content are often very fluid.
These coals generally melt at a temperature between 315 and 399 * 0, that is to say at a temperature much lower than the normal temperature of the lathe. according to the preferred practice of the present invention, when charcoal of this. Type is mixed with ore fines and / or smoke dust, the carbon particles are dispersed and no operational difficulties are observed.
On the other hand, when coal with a high volatile content is loaded on its own, that is to say without a mixture of ore fines or smoke dust or other inert matter, the particles melt and agglomerate. , so as to form a melt and sticky mass which sometimes adheres to the side walls of the furnace * The mass can then be distilled, so as to form solid coke which increases in quantity as more coal is loaded * finally, an annular and thick deposit of coke can accumulate over the entire side wall of the furnace at the location of the loading openings * The flow of ore in the furnace can thus be partially stopped.
In addition, the ore layer can be deprived of reducing carbon during this period of formation of an annular deposit and the. reduction can be stopped. Eventually, the annular deposit breaks and falls under its own weight, undesirable excess carbon being discharged with the reduced ore or
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slag. these difficulties are however easily avoided, even when the coal is not mixed with smoke dust or ore fines, by maintaining a sufficiently high temperature at the midpoint of the lathe.
The distillation and cracking of volatile matter * then takes place before a melted and sticky manna can form *
EXAMPLE 6.
Two tests were carried out to determine with exactitude the distribution of the reducing gases in the layer or filler. In these tests a significantly larger furnace (45m) was used, while the degree of reduction was kept constant at 35% in the first test and 40% in the second test. Table V indicates the operating conditions, as well as the temperature measurements and gas analyzes,
TABLE V.
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<tb>
MATERIALS <SEP> FLOW
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Ore <SEP> of <SEP> iron <SEP> (57.2% <SEP> Fe) <SEP> 4530 <SEP> kg / hre
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Bituminous <SEP> coal <SEP> 1291 <SEP> kg / hour
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Anthracite <SEP> 271 <SEP> kg / hr
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Lime <SEP> 770 <SEP> kg / hr
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Natural <SEP> gas <SEP> 73.3 <SEP> m3 / hr
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Factor <SEP> of <SEP>.
<SEP> load <SEP> (end <SEP> of <SEP> discharge) <SEP> 8.6%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> <SEP> duration of <SEP> retention <SEP> 3.2 <SEP> hours
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> TEMPERATURES
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Meters <SEP> to <SEP> from <SEP> Tempe <SEP> from <SEP> the <SEP> load
<tb>
<tb>
<tb> of <SEP> end <SEP> C
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> End <SEP> of <SEP> discharge <SEP> 1.5 <SEP> 1010 C
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Torque <SEP> n <SEP> 3 <SEP> 11.1 <SEP> 910 * 0
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Torque <SEP> n <SEP> 2 <SEP> 20.1 <SEP> 899 0
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Torque <SEP> n <SEP> 1 <SEP> 32.1 <SEP> 749 C
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Power <SEP> end <SEP> 43.5 <SEP> 510 C
<tb>
<Desc / Clms Page number 41>
EMI41.1
;, 1 'a' ':
A IY1; .t1 Ollàà2l Sample MttPM at S <3O2 S 00 * H2 * oïL jt pipe H * from # # # '* - * - # * # *
EMI41.2
<tb> the end-
<tb>
<tb> mity <SEP> of
<tb>
EMI41.3
9 39 5689 boa 09) 2.1 13.5 15 * 5 16 * 7 44.6 11.8 13.4
EMI41.4
<tb> Device
<tb>
<tb> power supply
<tb>
EMI41.5
in coal n * 1506 # # - # 3 18 48.5 23.7 1395 0.9 11.0 4 2205 909 3.3 42.0 1995 24.4
EMI41.6
<tb> Device
<tb>
<tb> power supply
<tb>
<tb> in <SEP> coal <SEP> n 2 <SEP> 24.9 <SEP> -
<tb>
It can be seen that additional samples 2 and 4, located 2.1 and 2.4 m downstream of the oherbon supply device $,
the proportion of methane contained in the
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layer was very high * (11 <8 and 19.5 respectively). At points 1 and 3 located 6.6 and 6.9 m downstream of the feeders
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there was very little methane in the layer, but the carbon in the process of carbonization also released hydrogen, as the analyzes revealed * There was therefore an appreciable amount of hydrogen in the layer between the coal feeder No. 2 and the point 1 for taking samples, i.e. over a distance of about 15 m.
There is no doubt that there was also some hydrogen in the layer over a distance of 9 m from the sample collection point to the discharge end. In the second test, the reduction was maintained.
, 40%, but the throughput of ore and coal has been increased, while the supply of natural gas has been reduced in a
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dies corresponding The results are indicated in table VI uuîvemt # TASUSAU Vit ¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯
EMI42.2
Kinerai (57t.1e Po) 5436 kg / h Bituminous coal 1404 kg / hr cox nenu 145 kt / bre
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<tb> Lime <SEP> 792 <SEP> kg / hr
<tb>
<tb> Natural <SEP> gas <SEP> 50 <SEP> m3 / hour
<tb>
EMI42.4
? nctouy of charge (extracted from discharge) 10.5
EMI42.5
<tb> <SEP> duration of <SEP> retention <SEP> 4.0 <SEP> hours
<tb>
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Xeters from Twap. of the load end * 0 .. Ae ## r ...
End of d4ch, r; e 1.5 1005 * 0 torque N # 3 11.1 671 f0
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<tb> Torque <SEP> n 2 <SEP> 20.1 <SEP> 666 * 0
<tb>
<tb> Torque <SEP> n 1 <SEP> 32.1 <SEP> 689 * 0
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<tb> ANALYSIS <SEP> OF <SEP> GAS <SEP> OF <SEP> THE <SEP> CHARGE
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<Desc / Clms Page number 43>
It should be noted that, under these conditions, there is almost twice as much hydrogen in the layer 9 m from the discharge end as in the previous test and that this increase in hydrogen occurs entirely at the expense of the quantity of CO2 present.
At a temperature of around 1700 C, it can be seen that the added hydrogen and the decreased CO2 have a significant effect on the reduction conditions *
It is obvious that the invention is not limited to the details described above and that many modifications can be made to these details may go beyond the scope of the invention which involves the complete preparation of a load for an electric furnace of fusion, in a rotary lathe.
CLAIMS.
** ATTENTION ** end of DESC field can contain start of CLMS **.