Ingvar Anton Olof Edenwall, Douglas Sewerin Ekman,
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La présente invention concerne un procédé pour la production d'un produit partiellement réduit convenant pour des traitements
de réduction en continu de matière contenant des oxydes métalliques
finement divisés tels que des concentrés de minerai ou des produits intermédiaires à l'état d'oxyde.
Selon la majorité dea procédés de production classique de
métaux, des matières contenant des oxydes finement divisés avant
d'être soumises au traitement de réduction doivent être transformées
par des procédés d'agglomération sous une forme cohérente.
Normalement, l'opération d'agglomération comporte un frittage
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des pellets aient été formés par des opérations:.de pelletisation comportant un lien réalisé à froid (lien chimique). Le briquettage a été également utilisé et est apparu particulièrement intéressant dans les cas où l'on souhaite obtenir un produit aggloméré contenant ; un agent de réduction.
Il a également été suggéré de réduire une matière finement divisée contenant des oxydes avant l'agglomération de la matière.
Ainsi, dans le brevet des Etats-Unis d'Amérique 3 607 217,
il est proposé un procédé dans lequel une matière brute contenant
des oxydes de fer finement divises est, dans une première étape, partiellement réduite dans un réacteur à lit fluidisé après quoi
la matière partiellement réduite finement divisée est introduite
en même temps que des hydrocarbures liquides lourds dans un second réacteur à lit fluidisé dans lequel les produits agglomérés contenant des oxydes de fer partiellement réduits et du coke sont formés, ledit coke provenant de l'hydrocarbure, et servant d'agent liant entre les fines particules d'oxyde de fer réduit.
Avant que soient mises au point les méthodes modernes
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frittage éclair. Le principe de base des procédés de frittage éclair proposés et étudiés comporte la chute d'une matière à l'état d'oxyde
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finement divisé dans une chambre de réaction de forme générale cylindrique s'étendant verticalement, par exemple sous forme d'une cheminée ou d'une cuve, en contact avec des gaz de combustion chaud, ladite matière étant chauffée à une température telle qu'il se
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La matière traitée est refroidie et évacuée de la cuve de différentes manières. Des exemples de la manière dont le refroidissement et l'évacuation peuvent être effectués apparaissent dans les brevets <EMI ID=7.1>
les brevets suédois 68 228 et 90 903.
Le frittage éclair est une opération intéressante sous différents aspects parmi lesquels on peut mentionner :
- absence de pré-traitement de la matière; la matière ayant une teneur en humidité normale ne doit pas être séchée,
- en principe, le procédé peut s'effectuer facilement et les frais d'appareillage sont relativement faibles,
- une production élevée peut être obtenue, même avec des appareillages de dimension relativement modeste,
- la matière peut être partiellement réduite jusqu'à certaines valeurs,
- le soufre ou l'arsenic que l'oxyde peut contenir est séparé pour une large part et il est également possible de séparer .
dans une certaine mesure le zinc.
Malgré ces avantages, le frittage éclair n'a pas été
utilisé jusqu'à présent dans une large mesure. De nombreuses
raisons existent à cet égard parmi lesquelles on peut mentionner que :
- l'oxyde fondu a attaqué le revêtement de briques de la cuve;
ce problème peut être surmonté mais cependant en refroidissant
la cuve de manière que ses parois soient encroûtées par de la matière solidifiée,
- par suite de la difficulté de régler l'opération, la matière frittée présente facilement une compacité telle qu'il est difficile de réduire la matière dans un procédé de traitement continu,
- des problèmes mécaniques importants sont rencontrés lorsqu'on évacue un tel produit fritté compacte du fond de la cuve, ce produit fritté lorsqu'il est refroidi pouvant présenter un <EMI ID=8.1>
il se comporte comme un monolite.
La Demanderesse a trouvé qu'il est possible de résoudre ces problèmes d'une manière étonamment simple lorsqu'on effectue l'opération de frittage du type mentionné précédemment, dans lequel la matière contenant l'oxyde métallique subit une fusion tandis qu'elle tombe vers le bas à travers la cuve, en mettant en contact ladite matière avec des gaz de combustion chauds tout en employant un agent de réduction carboné ou contenant du carbone, si selon la présente invention, la matière contenant l'onde métallique fondu dans la partie inférieure de la cuve, tout en étant partiellement réduit en contact avec l'agent de réduction alimenté, est transformée en un produit partiellement réduit contenant la matière carbonée solide.
Dans le cadre de l'invention, figure aussi l'utilisation partielle ou totale de matières premières sulfurées :.. poux obtenir un produit partiellement réduit. Selon l'invention, on fournit un procédé dans lequel au moins une partie de la matière contenant l'oxyde métallique est produite par grillage de sulfure métallique finement divisé dans une zone de la cuve, disposée à la partie de celle-ci constituant la zone de réduction où la matière contenant l'oxyde métallique est partiellement réduite. Par conséquent,
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on obtient un procédé de pré-traitement qui est particulièrement avantageux pour la récupération ultérieure de métal à partir de matière formée de sulfures métalliques, du fait qu'il n'est pas nécessaire de prévoir un appareillage séparé pour griller le sulfure métallique en oxyde métallique et du fait' que la chaleur
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pour fondre l'oxyde métallique.
L'agent de réduction carboné ou contenant du carbone est alimenté à la cuve, de préférence en-dessous de la zone éventuelle dans laquelle le sulfure métallique est grillé, cet agent pouvant être constitué par une matière capable de former du coke par chauffage ou étant constitué par du coke produit à l'extérieur de la cuve. ' Ledit. agent de réduction carboné ou contenant du carbone peut par conséquent être formé par un produit <EMI ID=11.1> tourbe etc., qui est transformé en coke dans la cuve tout en produisant des gaz combustibles.
L'agent de réduction précité peut être chargé à la partie supérieure de la zone de réduction dans laquelle se produit la réduction et être préchauffé et éventuellement transformé en coke au cours de son passage vers le bas dans ladite zone. Dans certains cas, cependant, l'agent de réduction peut être chargé dans la cuve plus bas que ladite zone où.se produit la réduction ou peut même être chargé dans un réacteur connecté à la partie inférieure de
la cuve, dans lequel se produit la réduction et la fusion finales du produit fritté.
Selon un mode d'exécution préféré, l'agent de réduction
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peut être'un oxydant plus ou moins ' actif ' et qui peut être préchauffé. Les courants de gaz quittant les ajutages d'alimentation sont dirigés de manière qu'un\tourbillon présentant un axe essentiellement vertical soit formé dans la zone de réduction,
ce qui provoque une réaction plus intense entre l'oxyde métallique et le gaz et disperse l'agent de réduction sur la section droite verticale de la cuve d'une manière souhaitable. Le tourbillon
est avantageusement créé en dirigeant les courants gazeux des ajutages d'alimentation obliquement vers le bas, et en même temps
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est inférieur à la dimension de la section droite la plus petite
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Selon un autre mode d'exécution, la matière contenant le sulfure métallique est alimentée au sommet de la cuve et un gaz éventuellement préchauffé destiné à des usages de combustion ou
de grillage est également alimenté à la zone de grillage de la cuve. Ce gaz peut contenir de 20 à 100 % en volume d'oxygène libre mais
peut être également constitué totalement ou partiellement de vapeur d'eau lorsqu'il est souhaitable d'obtenir au cours de l'opération
de grillage un gaz de grillage dont le soufre doit être récupéré,
par exemple selon le procédé Claus.
Au cours de son passage dans la zone de grillage, la matière contenant le sulfure métallique'est soumise à une opération de grillage au cours de laquelle le soufre lié dans le sulfure est
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totalement. Les gaz chauds utilisés pour fondre la matière contenant l'oxyde métallique peuvent être produits par la combustion d'un combustible solide, liquide ou gazeux et/ou par combustion partielle d'un agent de réduction carboné ou contenant du carbone. Pour la combustion du combustible et/ou de l'agent de réduction, on peut utiliser un gaz oxydant contenant de 20 à 100 % en volume d'oxygène libre. En vue d'épargner le combustible, ce gaz peut être préchauffé,
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de faible pouvoir calorifique du procédé.
L'agent de réduction et l'oxyde métallique réagissent entre eux dans la partie inférieure de la cuve pour réduire partiellement l'oxyde et pour former essentiellement du monoxyde de carbone. Pour la plus grande partie des oxydes métalliques, par exemple pour ce qui concerne le fer, cette réaction est endothermique. Par conséquent, la matière fondue contenant l'oxyde métallique est transformée au cours de la réduction partielle de la matière en
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l'état semi-solide, le gaz qui se dégage a pour résultat que le produit fritté présente un caractère poreux et une structure apparemment boursouflée.
Le gaz de réduction formé lors de la réduction partielle
de l'oxyde dans la cuve, de même que le gaz de réduction qui peut être formé dans le réacteur de réduction et de fusion final éventuel après la cokéfaction éventuellement de l'agent de réduction carboné ou contenant du carbone et après la combustion partielle
de l'agent de réduction avec le gaz porteur oxydant, peut subir
une combustion partielle ou totale dans la cuve en alimentant un
gaz oxydant dans une partie convenable de celui-ci.
Il est généralement souhaitable que le produit soit réduit dans une proportion relativement importante. Ceci peut être obtenu selon l'invention en distribuant l'alimentation de gaz oxydant
sur la hauteur de la cuve de manière que les conditions dans la partie supérieure de la cuve soient plus oxydantes tandis que
les conditions dans la partie inférieure de ladite cuve soient
plus réductrices, grâce à quoi la matière contenant l'oxyde métallique est partiellement réduite dans une certaine proportion au
cours de sa chute dans la cuve. Un effet correspondant peut être également obtenu selon l'invention, en alimentant l'agent de réduction et le combustible éventuel en même temps qu'une partie
des gaz maintenant le processus de combustion à la partie inférieure de la cuve, de manière à créer des conditions de réduction dans
cette partie de la cuve.
Dans ces cas, les matières contenant du sulfure métallique sont alimentées dans la cuve et y subissent un grillage comme
décrit ci-dessus, l'énergie développée au cours de l'opération
de grillage étant souvent suffisante pour fondre le produit grillé.
Qu'une fusion se produise ou non, le gaz réducteur de la zone de réduction sous-jacente peut subir une combustion dans la zone de grillage en y alimentant un gaz oxydant, l'énergie ainsi produite pouvant être utilisée pour réaliser la fusion finale et/ou la surchauffe du produit grillé. Il est également prévu dans le cadre de l'invention de provoquer une combustion complète ou partielle du gaz réducteur dans la cuve en-dessous de la zone de grillage. Cette:dernière façon de procéder est particulièrement avantageuse lorsque l'on souhaite obtenir un gaz de grillage riche en soufre, grâce à quoi la majeure partie du gaz'de combustion peut être retirée avantageusement de la cuve, en-dessous de la zone de grillai
Les gaz de grillage sont extraits, éventuellement avec les gaz de combustion,de préférence au sommet de la cuve. A cet effet, la partie supérieure de la cuve est de préférence formée de manière que le produit grillé soit séparé de la masse de gaz par un effet de cyclone. Ceci peut être obtenu en disposant les ajutages d'alimentation pour le sulfure métallique et le gaz pour le grillage, pêriphériquement autour du sommet de la cuve, lesdits ajutages étant dirigés obliquement vers le bas et placés latéralement de manière que les courants touchent la périphérie d'un
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en section droite de la cuve. Les particules de matières qui ne sont pas projetées directement dans la zone de réduction de la cuve seront, de cette manière, recueillies à la paroi de.la cuve dans la partie supérieure de celle-ci et - se déplaceront
le long de la paroi vers le bas en direction de la zone de réduction. L'effet de cyclone est amplifié si la masse gazeuse de la zone de réduction selon ce qui précède, se voit conférer un mouvement rotatif et si le gaz oxydant, qui selon ce qui précède est alimenté à la cuve, peut amplifier le mouvement rotatif en étant injecté tangentiellement dans la cuve, par exemple de la manière décrite ci-dessus en ce qui concerne les ajutages d'alimentation.
La matière contenant le sulfure métallique et/ou l'oxyde métallique et/ou l'agent de réduction carboné ou contenant le carbone est avantageusement injectée dans la cuve en utilisant le gaz oxydant comme gaz p orteur.
L'alimentation de l'agent de réduction carboné ou contenant du, carbone peut être réglée de manière que la quantité de matière carbonée dans le produit partiellement réduit est au moins suffisante pour la réduction finale de la matière contenant l'oxyde métallique dans ledit produit. De cette manière, le produit fritté devient cassant et les grains de coke dans le produit constituent des lignes de fracture. En conjonction avec la nature poreuse prémentionnée du produit fritté, cette formation de lignes de fracture permet au produit, lorsqu'on met en oeuvre le procédé de l'invention, d'être évacué de la cuve sans provoquer de difficultés de nature mécanique.
De plus, le produit se voit conférer des propriétés
qui sont particulièrement intéressantes pour un traitement poursuivi du produit, ces propriétés, étant :
- la porosité importante permettant une réduction aisée du produit,
- la quantité de coke dans le produit pouvant être adaptée pour une fusion directe dans des fours à cuve du type électrique ou
du type à soufflante; pour épargner le coke, les agglomérés pour lesdits fours sont' antérieurement produits par briquettage, en utilisant un anthracite simple et des agents liants, après quoi les briquettes subissent normalement une cokéfaction,
- du fait que les produits frittés présentent un degré de réduction important, une énergie inférieure est nécessaire pour l'opération de fusion ultérieure, ceci étant particulièrement important sous h l'aspect économique lorsque la fusion est effectuée électrique- ment.
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par le procédé de la présente invention réside dans le fait qu'un agent de réduction tel qu'un charbon de basse qualité qui ne convient pas qualitativement comme produit de départ pour du coke
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des ressources naturelles importantes de ce type.de charbon l'opposé du charbon convenant pour des usages métallurgiques,
ce dernier type de charbon pouvant devenir très rare dans un futur proche.
Comme indiqué précédemment, le produit solide partiellement réduit contenant du carbone peut être évacué en continu mécaniquement'de la partie inférieure de la cuve de manière connue en soi
et être finalement réduit et fondu dans un réacteur séparé de la cuve. Il est apparu particulièrement avantageux cependant de relier directement la partie inférieure de la cuve à un réacteur pour une réduction et une fusion finale du produit en alimentant'de l'énergie audit réacteur.
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tion de métaux, en particulier du fer, à partir d'oxydes directe-
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une flamme. Des exemples de ces procédés apparaissent dans les
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suédois 206 113 et dans la demande de brevet allemand DT-OS
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effectués jusqu'à présent selon ces procédés résultent du fait qu'il est d'abord difficile de réduire suffisamment la matière, même si l'on permet au gaz de quitter la cuve sans combustion complète et avec un potentiel réductif élevé et d'autre part par suite du degré important de l'attaque du revêtement de briques de La cuve, ce revêtement pour ce qui concerne le meilleur bilan thermique du procédé autogène ne devant pas être,refroidi.
La quantité de chaleur consommée par le procédé est également élevée par suite du fait que la teneur calorifique chimique des gaz rejetés n'est pas totalement utilisée. Ainsi, dans le brevet des Etats-Unis 1 847 527, il est proposé la réduction d'un minerai oxydé finement divisé dans une cuve, partiellement au moyen d'un arc électrique vertical comme source de chaleur et une fusion ultérieure et une réduction finale du minerai réduit ou partiellement réduit qui est recueilli sur une sole d'une chambre de fusion horizontale.
La chambre de fusion est chauffée au moyen d'un arc électrique et le gaz de réduction de la cuve subit une combustion dans ladite chambre en y alimentant de l'air, ce qui permet d'obtenir une atmosphère oxydante dans ladite chambre, avec le risque entre autre d'une réoxydation du métal formé et le risque d'une formation non souhaitée de scories du métal.
Les difficultés du type prémentionné sont surmontées par
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- la cuve comporte des parois refroidies qui sont couvertes constamment d'une matière solidifiée sur celle-ci, ce refroidissement étant de préférence effectué par vaporisation d'eau sous pression,
- les gaz subissent une combustion, de préférence complète, avant qu'ils quittent la cuve,
- la nécessité d'une réduction pratiquement complète des oxydes métalliques est évitée.
Bien que la matière dans l'opération de réduction partielle ne soit pas réduite d'une manière importante, par exemple dans le
<EMI ID=27.1> est connecté directement à la partie inférieure de la cuve, uniquement des quantités relativement faibles d'énergie sont nécessaires pour effectuer la réduction finale des oxydes et la fusion des scories et du métal obtenu par la réduction; ceci résulte de la fusion de la matière sous forme d'oxyde métallique et de l'importance dont l'oxyde fondu est surchauffé au cours de son passage dans le four. Avantageusement, la cokéfaction de l'agent de réduction et" le chauffage du coke forme sont effectués dans la cuve en même temps que la calcination et le chauffage
du fondant éventuellement alimenté. De plus, la radiation de la flamme dans la cuve sur la surface de la charge dans la partie inférieure de celle-ci contribue à couvrir les exigences énergétiques prémentionn.ées.
Un avantage particulier est obtenu lorsque l'énergie nécessaire à l'opération de réduction finale est alimentée au réacteur par voie d'électro-induction. Le procédé décrit dans
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cet effet. Le procédé selon l'invention n'est cependant pas limité aux domaines de fréquence du courant alternatif dans les bobines d'induction apparaissant dans ces brevets.
Une autre manière d'alimenter au réacteur la chaleur nécessaire comporte la combustion de carbone en excès dans le produit partiellement réduit. Une disposition similaire par exemple à celle utilisée avec les opérations de haut-fourneau classiques peut être utilisée à cet égard. Ceci signifie qu'un certain nombre de tuyères est placé autour de la périphérie du réacteur à une hauteur convenable à partir du fond et qu'un vent qui est constitué d'air est alimenté au réacteur par les tuyères, ce .vent: étant de préférence enrichi en oxygène et étant de préférence préchauffé. Eventuellement, un combustible solide, liquide ou gazeux peut être alimenté au réacteur simultanément / avec le vent chaud, en vue de répondre aux exigences énergétiques
et également pour régler le potentiel oxygène à un certain niveau, par exemple un niveau auquel la réduction et la vaporisation de
tout zinc présent: peuvent être assurées.
L'utilisation de brûleurs au plasma constitue un exemple d'une manière dont le réacteur peut recevoir suffisamment d'énergie selon l'invention.
Selon l'invention, il est de plus possible et avantageux lorsqu'un produit fondu finalement réduit doit être obtenu et lorsque un agent de formation de scories contenant de la chaux est alimenté au cours de la réduction, d'utiliser une partie de la chaleur physique contenue par les scories fondues retirées. L'agent de formation de scories est ensuite produit à partir d'une partie
des scories fondues retirées et une matière solide contenant delà pierre à chaux non calcinée, cette matière étant au moins partiellement cal-
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En utilisant la teneur calorifique des scories retirées d'une telle manière rationnelle, un agent de formation de scories efficace peut être obtenu à partir de matières premières bon marché tout en utilisant de l'énergie qui serait s.utrement perdue. Des quantités considérables d'agent de réduction ou de combustible, de même que l'énergie électrique, sont épargnées par le fait qu'il n'est pas nécessaire' de calciner la chaux dans la cuve ou le réacteur, en addition auxquelles l'agent de formation de scories peut être alimenté à l'état chaud.
Parmi les sulfures métalliques qui peuvent être traites avantageusement selon l'invention, en peut citer la pyrite, la pyrrhotite, la chalcopyrité, la galène ou la galénite, la pentlandite, l'arsénopyrite, la blende de zinc et certains mélanges de deux ou plusieurs de ces matières à l'état de sulfure. Lorsqu'on met en oeuvre le procédé selon l'invention, on peut produire en conjonction avec certains sulfures métalliques tels que les sulfures de plomb ou de cuivre, un produit grillé présentant une teneur élevée en matière métallique. En pratique, la quantité de métal directement produite dépend de la teneur.en soufre permise du produit fini partiellement réduit. Lorsqu'une teneur faible en soufre est souhaitée, une partie importante du sulfure métallique doit être transformée en oxyde métallique dans la zone de grillage.
Des modes d'exécution donnés à titre d'exemples de l'invention seront décrits plus en détail ci-après en référence aux dessins annexés dans lesquels :
La figure 1 représente schématiquement une installation convenant pour la mise en pratique du procédé de l'invention et les figures 2 et 3 représentent schématiquement deux
modes d'exécution de construction modifiée de cuve qui peuvent
être avantageux en relation, avec le procédé de l'invention.
L'installation représentée à la figure 1 est destinée à la production de fer fondu à partir d'oxyde de fer finement divisé
qui peut avoir été obtenu par grillage de pyrites dans un lit fluidisé comportant une cuve ou cheminée 1 dans laquelle l'oxyde
de fer est fondu et partiellement réduit. La partie la plus inférieure de la cheminée 1 communique directement avec une zone
de réacteur 2 dans laquelle l'oxyde de fer partiellement réduit subit la réduction finale et est fondu pour former le fer fondu.
Les gaz qui se forment, en même temps qu'une certaine quantité de poussières et de composés vaporisés ou gazéifiés des matières alimentées, quittent la partie supérieure de la cheminée <1> par un conduit d'évacuation 3 qui communique avec des moyens 4,
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comportent un bouilleur de vapeur 4, un dispositif à cyclone 5 et un dispositif d'épuration de gaz 6 qui est construit, par
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par la conduite 7 vers une conduite de cheminée. Au moins la
partie supérieure de la cuve 1 et de manière similaire également
le conduit d'évacuation de gaz 3 sont construits de tubes métalliques à travers lesquels on provoque la circulation d'eau qui passe à l'ébullition. Le conduit 3 est de préférence équipé de moyens
pour éliminer les parois du tube de, dépôt. D'autre part, on tente de fournir un revêtement protecteur de matière formée d'oxyde ;
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ces parois pouvant être avantageusement pourvues de protubérances soudées sur celles-ci, ces protubérances facilitant la solidifica- ; tion de la matière fondue sur les parois. La vapeur formée dans
les tubes est séparée en même temps que la vapeur formée dans le bouilleur 4 dans un dôme de bouilleur de vapeur 8, à partir duquel
la vapeur séparée est amenée par des conduites 9 et 10 à une
turbine à condenseur 11 via une. partie de surchauffe formant partie constitutive du bouilleur 4. La vapeur passant par la turbine 11
est condensée dans le réfrigérant 14, le condensat formé dans le réfrigérant et le quittant par la conduite '13 pouvant être renvoyé
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chaude peut être utilisée, la turbine 11 peut être avantageusement remplacée par une turbine à contre-pression.
Disposés sur le sommet de la cuve 1, des brûleurs 14 sont disposés annulairement pour amener à la cuve 1 de l'oxyde de fer finement divisé; du charbon finement divisé ou un autre agent
de réduction carboné ou contenant du carbone, de la chaux finement divisée et/ou de la pierre à chaux finement divisée et/ou tout autre agent de formation de scories ou un fondant, de la poussière recyclée du bouilleur 4 et du dispositif à cyclone ainsi que de l'oxygène gazeux ou tout autre gaz convenant pour maintenir la combustion, par exemple de l'air ou de l'air enrichi par de l'oxygène. Dans le mode d'exécution illustré, de l'oxygène gazeux est alimenté aux brûleurs 14, l'oxygène gazeux étant formé dans
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l'air comprimé par un compresseur 16 entrainé par la turbine 11. Les conduits d'admission et d'évacuation d'air du compresseur 16
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L'oxyde de fer, le charbon, la pierre à chaux et la poussière recyclée sont stockés dans des réservoirs 19 à 22 dont ils sont retirés en proportions convenables et alimentés dans un
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transporteuse 23. Ce mélange de matière est alimenté depuis le
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gazeux est alimenté aux brûleurs par les conduits 27 et 28 dont
le dernier communique avec les conduite 26.
Les brûleurs 14, deux d'entre eux étant. représentés dans la figure 1 , sont dirigés obliquement vers le bas et tangentiellement à un cercle imaginaire au fond de la cuve 1. Le diamètre de ces cercles imaginaires est approximativement un quart du diamètre de la cuve et la disposition ainsi que l'angle d'inclinaison des brûleurs sont tels que la matière de ceux-ci frappent la périphérie du cercle imaginaire selon des régions disposées symétriquement autour de celui-ci. De l'oxygène gazeux complémentaire pour la combustion finale de la matière est alimenté à la partie supérieure de la cuve 1 par des ajutages essentiellement horizontaux 29 qui sont alimentés par la conduite 27 par des branchements 30 provenant de celle-ci.
Les ajutages 29 sont dirigés dans une cartaine mesure tangentiellement, avantageusement de manière que les courants d'oxygène gazeux produits par ceux-ci sont tangentiels à un cercle imaginaire dont le diamètre est approximativement un tiers du diamètre de la cuve. Au cours de son passage des brûleurs 14 vers le bas dans la cuve, l'oxyde de fer est fondu et partiellement réduit et le charbon est transformé en coke tandis que la pierre de chaud est décomposée. La poussière recyclée qui est constituée essentiellement d'oxyde de fer est également fondue et partiellement réduite. L'oxyde de fer fondu est partiellement réduit, en même temps que
le coke et la chaux vive atteignent la surface[deg.]supérieure du lit
de matière de la zone de réacteur disposé au fond de la cuve et dans la région supérieure dudit lit de matière, l'oxyde de fer fondu réagit avec le coke pour effectuer une réduction partielle complémentaire de l'oxyde de fer et un refroidissement. La matière constituant le lit prend à ce moment une consistance semi-liquide ou une consistance pâteuse.
L'oxyde de fer est finalement réduit et fondu dans la zone- du réacteur 2 avec une consommation complémentaire de coke, ce
qui provoque la formation de fer métallique qui est recueilli en même temps que les scories fondues dans la partie inférieure de la zone du réacteur. Le fer fondu et les scories sont éliminés soit
en continu soit par intermittence de ladite partie de fond par
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introduite est avantageusement choisie de manière que soit maintenu ' en suspension dans le bain de fer et de scories 38 un lit de coke
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subit une réduction de la teneur en fer, du silicium est formé par réduction et le fer fondu est carburé.
L'énergie nécessaire à la fusion et à la réduction finale de l'oxyde de fer est alimentée à la zone de réacteur 2 par un chauffage électro-inductif de la matière contenue dans celle-ci. A cet effet, on dispose autour de la zone de réacteur une bobine d'induction 32 qui reçoit du courant alternatif d'un générateur 33
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Par un tel chauffage inductif, l'énergie développée par unité de volume de la matière du lit s'accroît du centre de la zone de réaction vers le périphérie de celle-ci. Par conséquent, la matière alimentée au lit se déplacera obliquement vers le bas et vers l'extérieur au cours de la réduction progressive de l'oxyde de fer et ceci tout en fondant, comme indiqué par les flèches de la figure 1.
De la poussière formée essentiellement d'oxyde de fer
est séparée dans le bouilleur 4 et le dispositif de cyclone 5. Cette poussière est emportée par des bandes transporteuses 35 et 36 et circule par des dispositifs non représentés vers l'un des réservoirs 19 à 22 qui est utilisé pour stocker la poussière recyclée. Les métaux retirés de la matière au cours de l'opération tels que le plomb et le zinc sous forme de grains fins d'ondes
et le trioxyde d'arsenic sous forme de vapeur passent dans le bouilleur 4 et le dispositif de cyclone 5 et sont séparés SOUS forme solide dans l'installation d'épuration de gaz 6. La poussière
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pour subir un traitement séparé et n'est par conséquent pas renvoyée à l'un quelconque des réservoirs 19 à 22.
La vapeur produite dans la cuve <1>, le conduit d'évacuation de gaz 3 et le bouilleur 4 est utilisée pour entrainer la turbine
11 qui en plus du compresseur 16, entraine également le générateur
33.
En réglant l'alimentation de matière combustible, l'énergie produite dans la cuve 1 de fusion-éclair peut être avantageusement réglée' de manière que la quantité de vapeur produite est suffisante pour couvrir l'énergie totale nécessaire pour la fusion et la réduction et pour entraîner l'équipement de production d'oxygène gazeux 15.
Avec une installation du type décrit ci-dessus présentant une capacité de 30 tonnes de fer fondu par heure, l'opération totale nécessite environ 590 kg de charbon par tuane de fer avec un pouvoir calorifique par rapport au charbon de 26,4 GJ/tonne
(6,3 Gcal/tonne), ce qui rend le processus autogène en. ce qui concerne l'énergie nécessaire pour la fusion et la réduction des oxydes de fer et la production d'oxygène gazeux avec des rendements normaux dans les différentes étapes de conversion d'énergie telles que le bouilleur, la turbine, le générateur, le convertisseur etc. Ainsi, l'opération ne nécessite une énergie primaire sous forme de
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comparaison, on peut mentionner que les nécessités en énergie primaire pour une opération au haut-fourneau classique sont de
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De plus, par le procédé de l'invention, le charbon utilisé peut être de moindre qualité que le charbon utilisé.pour la production de coke de haut fourneau.
La cuve 41 représentée à la figure 2 et comportant une zone supérieure et inférieure respectivement 55 et 56, est prévue pour faire partie d'une installation du type général/illustré et décrit à la figure 1 mais a été modifiée pour la production de fer fondu à partir de concentrats finement divisés de pyrite. La partie inférieure de la cuve 41 se confond directement avec la zone de réacteur 42 dans laquelle de l'oxyde de fer partiellement réduit subit une réduction finale et une fusion pour former du fer fondu.
Disposés au sommet de la cuve 41, des brûleurs 43 sont disposés annulairement à travers lesquels on admet à la cuve
les concentrats finement divisés, de la chaux finement divisée et/ou d'autres agents de formation de scories ou des fondants,
de la poussière recyclée et de l'oxygène gazeux ou un autre gaz tel que de l'air ou de l'air enrichi en oxygène pour maintenir l'opération de combustion ou de grillage. Dans le mode d'exécution illustré, la matière solide est introduite dans les brûleurs 43 par les conduits 44, 45 et de l'oxygène gazeux par le conduit 46 . et les branchements 47 et 48 partant dudit conduit 46. Les brûleurs
43 (seulement deux d'entre eux sont représentés dans les dessins) sont dirigés obliquement vers le bas et tangentiellement à un cercle imaginaire dont le diamètre est plus petit que la section droite la plus petite de la cuve, de manière à obtenir un mouvement de tourbillon dans la cuve. L'oxygène gazeux est également alimenté <EMI ID=45.1>
depuis les conduits 4? par des branchements 50 desdites conduites
<EMI ID=46.1>
manière à contribuer au mouvement de tourbillon créé ' par les ajutages 43. Comme indiqué respectivement en 49a et 49b, des ajutages supplémentaires pour alimenter de l'oxygène gazeux à des niveaux souhaités de la zone 55 et/ou de la zone 56 peuvent être prévus, ces ajutages étant alimentés depuis les.conduits 47
<EMI ID=47.1>
de la même manière que les brûleurs 43 et un agent de réduction solide carboné contenant du carbone est alimenté à la cuve par lesdits ajutages en provenance des conduites 52 et 53, l'agent
de réduction étant transformé en coke aux températures régnant
dans la cuve. Avec le mode d'exécution illustré, le gaz porteur pour l'agent de réduction est de l'oxygène gazeux qui est alimenté aux ajutages 51 par les branchements 54 provenant des conduites 47.
Au cours de leur passage des brûleurs 43 vers le bas dans la zone 55 de la cuve 41, les concentrais subissent un grillage
et de la poussière recyclée ainsi que les produits grillés subissent la fusion. Au cours du passage continu de ces produits dans la zone 56 de la cuve, l'oxyde de fer et la poussière recyclée sont
<EMI ID=48.1> partiellement réduits dans une certaine mesure. L'oxyde de fer fondu et partiellement fondu, en même temps que le coke formé à partir de l'agent de réduction et la chaux vive tombent sur la surface supérieure du lit de matière présent au fond de la cuve 41 et la zone de réacteur 42 et l'oxyde de fer fondu réagira avec la partie supérieure du lit, tandis que le coke est encore réduit et simultanément refroidi. La matière dans le lit présente à ce moment .'la consistance d'un semi-liquide ou une consistance pâteuse. L'oxyde de fer est finalement réduit et fondu dans la zone de réacteur 42 avec une consommation supplémentaire de coke, après quoi le fer fondu et des scories fondues sont recueillis dans la partie inférieure de la zone de réacteur.
Au cours de l'opération de réduction, des gaz contenant contenant du monooxyde de carbone sont formés qui passent vers le haut à travers la cuve en même temps que les gaz formés au cours de l'opération de cokéfaction. Ces gaz sont partiellement oxydés par réaction avec la matière contenant l'oxyde métallique fondu dans la zone 56. et subissent une combustion finale avec de l'oxygène gazeux amené par les ajutages 49 ou éven- <EMI ID=49.1>
évacués de la partie inférieure de la zone de réacteur soit en continu soit de manière intermittente, par des dispositifs de
<EMI ID=50.1>
à la cuve est avantageusement choisie de manière qu'un lit de coke 5 est maintenu en suspension sur le bain 58 de fer et de scories.
A travers son: ^passage à travers le lit de coke 59, la scorie fondue est amenée à une faible teneur en fer,.du silicium est formé par réduction et le fer fondu est carburisé.
L'énergie nécessaire pour l'opération de fusion et la réduction finale de l'oxyde de fer partiellement réduit est alimenté à la zone de réacteur 42 par chauffage électro-inductif de la
matière contenue dans celle-ci. A cette fin, une bobine d'induction
i 61 est disposée autour de la zone de réacteur 42, ladite bobine
<EMI ID=51.1>
Comme illustré,.une partie de la chaleur physique des scories séparées peut être récupérée, avantageusement en utilisant
<EMI ID=52.1>
A cette fin, le fer et les scories passent depuis le dispositif
de coulée 57 à un dispositif de séparation de scories 62 dont le
fer fondu et les scories fondues sont évacués ' par des voies différentes comme indiqué respectivement par les flèches 63 et 64.
Une partie des scories est amenée dans un réservoir 65 où elles
sont mises en contact avec de la matière contenant de la pierre
à chaux qui est alimentée au réservoir 65 par l'entrée 66. La
pierre à chaux est ensuite calcinée et la scorie se solidifie,
avec formation de dioxyde de carbone qui est évacué par la sortie
67 tandis que le mélange chaud de scories et de chaux calcinée
est broyé dans un dispositif de broyage 68 à une dimension de particules convenable et ensuite alimenté à la cuve, de préférence
à l'état chaud, soit via un réservoir pour stocker l'agent de formation de scories ou directement auxbrûleurs 43. Les scories restantes qui ne sont pas utilisées pour la calcination de la
pierre à chaud sont évacuées en 69.:
Le mode d'exécution représenté à la figure 3 sera maintenant décrit plus en détail bien que l'on notera qu'uniquement les parties de ce mode d'exécution qui diffèrent du mode d'exécution
<EMI ID=53.1>
essentiellement correspondants dans les figures 2 et 3 étant identifiés ' par les mêmes repères de référence.
Dans le mode d'exécution de la figure 3, on souhaite obtenir depuis
la zone de grillage 55 un gaz qui est relativement riche en soufre, plus spécifiquement un gaz dont du.soufre sous forme élémentaire
<EMI ID=54.1>
conséquent, on souhaite obtenir un gaz de grillage qui contient
<EMI ID=55.1>
mélange de vapeur d'eau et d'oxygène, gazeux comme gaz porteur
pour la matière alimentée par les brûleurs 43. Un tel mélange
est également alimenté par les ajutages 49. Lorsque les ajutages
49a sont disposés à la partie supérieure de la zone 55, ces ajutages peuvent recevoir un gaz qui est plus riche en vapeur que le gaz alimenté par les ajutages 49. Le gaz porteur utilisé pour l'agent de réduction alimenté par les conduites 52 et 53 est constitué essentiellement uniquement d'oxygène, qui est alimenté par les conduites 70, dont des branchements 7<1> peuvent être prévus pour alimenter les ajutages 72. Ces derniers ajutages peuvent être disposés essentiellement de la même manière que les ajutages 49b de la figure 2'et servent pour provoquer au moins une combustion partielle du gaz combustible dans la partie supérieure de la zone de cuve 56. Le gaz brûlé est retiré de la zone 56 par un conduit d'évacuation 73 de manière à empêcher une dilution des gaz de grillage.
La chaleur résiduaire des gaz retirés peut être récupérée dans un bouilleur de la même manière que ce qui a été illustré pour les gaz quittant la cuve dans le mode d'exécution représenté
<EMI ID=56.1>
Finalement, on peut mentionner que par. suite de la simplicité de l'appareillage nécessaire pour la mise en pratique du procédé
de l'invention et le fait que l'installation ne nécessite pas de prévoir une installation de production de coke et une installation
de frittage et une installation éventuelle de grillage séparé ,
les frais d'investissement sont considérablement plus faibles due ceux nécessaires à une opération de haut fourneau classique, même
pour des unités relativement" petites calculées en tonnage.
l'invention sera décrite plus en détail en référence
aux exemples qui suivent :
Exemple 1
On alimente par heure et en continu 45 tonnes d'un concentrat de minerai d'oxyde de fer à une installation du type général décrit en référence à la figure 1 mais sans réacteur connecté à la
<EMI ID=57.1>
l'état Fe203), 6,9 tonnes de pierres à chaux et <1>9 tonnes de charbon contenant 6 % en poids d'humidité et 20 % en poids de cendres. Un gaz contenant de l'oxygène est alimenté à la cuve en
<EMI ID=58.1>
Au cours de sa chute dans la cuve, le concentrât de minerai est fondu et partiellement réduit, après quoi il est mis en contact avec un réducteur alimenté au lit à la partie inférieure de la cuve et ensuite subissant une réduction plus poussée, le concentrat de minerai fondu étant refroidi au cours de l'opération de réduction. La température de la matière fondue qui a été partiellement réduite essentiellement en FeO, lorsqu'elle atteint la surface
du lit à la partie inférieure de la cuve est approximativement de
1500[deg.]C et y subit un refroidissement jusqu'à approximativement
<EMI ID=59.1>
En même temps, 41,7 tonnes de produit fritté sont évacués du fond de la cuve à l'aide d'un dispositif d'évacuation refroidi.
<EMI ID=60.1>
<EMI ID=61.1>
La température du gaz résiduaire quittant la cuve est de 1750[deg.]C
et les gaz sont alimentés à un bouilleur à vapeur où, en une durée d'une heure, on produit de la vapeur haute pression avec une teneur
<EMI ID=62.1>
<EMI ID=63.1>
électrique dont 5,8 8 MWh sont utilisés dans un appareillage de
<EMI ID=64.1>
sont alimentés comme énergie électrique.
Exemple 2
<EMI ID=65.1>
du charbon de la même qualité que ceux indiqués dans l'exemple 1 sont alimentés dans les mêmes proportions horaires au four représenté dans l'exemple 1, bien que dans ce cas, un four chauffé électro-iuductivement pour la fusion et la réduction finale de la matière soit relié à la partie inférieure de la cuve comme décrit en référence à la figure <1>. La quantité d'oxygène gazeux alimentée à ce four est augmentée légèrement jusqu'à 16.700 Nm<3>/h.
Le produit fritte formé est ensuite fondu dans le réacteur à chauffage électro-inductif. Dans ce cas, le produit final comporte du fer brut fondu et des scories. En une durée d'une heure, 30 tonnes de fer brut présentant une teneur en carbone de 2,5 % en poids et une teneur en silicium de < <1>% en poids et 9,9 tonnes de scories sont retirés à une température d'approximativement 1450[deg.]C. Les gaz résiduaires de la cuve présentent une température d'approximativement 1930[deg.]C et sont introduits dans le bouilleur où de la vapeur
à haute pression d'une teneur énergétique de 58 MWh est produite.
Dans la même période de temps, la turbine à vapeur produit à l'aide de la vapeur haute pression 20,3 MWh d'énergie électrique dont
6,2 MWh sont utilisés pour faire fonctionner une installation
- de production d'oxygène gazeux, 11,1 MWh pour un chauffage inductif du réacteur et' 3,0 MWh pour faire fonctionner un équipement auxi- liaire d'installation.
Exemple 3
Dans ce cas, on utilise une installation du type décrit dans la figure 2 pour la production de plomb à partir de sulfure de plomb. La capacité de l'installation est approximativement de 15 tonnes de plomb par heure. 20 440 kg de concentré de sulfure de plomb comportant 95 % en poids de plomb sont chargés en continu par heure à la zone de grillage de la cuve. Simultanément on admet au four dans la mène période de temps 1500 kg de pierre à chaux,
310 kg de coke, 170 kg d'huile lourde et 6000 kg de poussière recyclée essentiellement sous forme de sulfate de plomb. Les
<EMI ID=66.1>
La matière fondue à la flamme est partiellement réduite dont la teneur en plomb de 30 % en poids est oxydée en PbO, présente une température de <1>200[deg.]C lorsqu'elle atteint le réacteur chauffé inductivement relié à la partie inférieure de la cuve.
On retire par heure du réacteur <1>5000 kg de plomb fondu à une température de 800[deg.]C et 2700 kg de scories à une température de
<EMI ID=67.1>
retirés par heure de la cuve. Le gaz contient 52 % en volume de sa 2 et 4400 kg de poussière sous forme de PbO, ladite poussière
<EMI ID=68.1>
l'installation d'épuration de gaz, après quoielle est recyclés à la cuve sous forme de poussière recyclée contenant du sulfate de plomi En une heure, de la vapeur haute pression avec une teneur en énergie de 2100 kW est produite dans le bouilleur, ladite vapeur étant utilisée pour entrainer une turbine à vapeur qui produit
<EMI ID=69.1>
le réacteur.
Bien que l'on ait décrit des modes d'exécution particulièrement préférés, il doit être bien entendu que l'invention n'est pas limitée à ces modes d'exécution décrits et illustrés mais que des modifications sont possibles tout en restant dans le cadre de l'idée inventive.
REVENDICATIONS
1. Procédé pour la production d'un produit partiellement réduit convenant pour une réduction plus poussée, à partir d'une
<EMI ID=70.1>
des concentratc de minerai ou des produits intermédiaires à l'état d'oxyde, ladite matière contenant l'oxyde métallique subissant une fusion au cours de sa chute vers le bas dans une cuve par contact de ladite matière avec des gaz de combustion chauds tout en alimentant un agent de réduction carboné ou contenant du carbone à la cuve, caractérisé en ce que la matière contenant l'oxyde métallique dans la partie inférieure de la cuve, tout en étant partiellement réduite en contact avec l'agent de réduction alimenté , est transformée en un produit partiellement réduit contenant de la matière carbonée solide.
Ingvar Anton Olof Edenwall, Douglas Sewerin Ekman,
<EMI ID = 1.1>
The present invention relates to a process for the production of a partially reduced product suitable for treatments.
continuous reduction of material containing metal oxides
finely divided such as ore concentrates or intermediate products in the oxide state.
According to the majority of conventional production processes of
metals, materials containing finely divided oxides before
to be subjected to the reduction treatment must be transformed
by agglomeration processes in a coherent form.
Normally, the agglomeration operation involves sintering
<EMI ID = 2.1>
the pellets have been formed by operations:. of pelletization comprising a bond produced under cold conditions (chemical bond). Briquetting has also been used and has appeared particularly interesting in cases where it is desired to obtain an agglomerated product containing; a reducing agent.
It has also been suggested to reduce finely divided material containing oxides before the material is agglomerated.
Thus, in U.S. Patent 3,607,217,
a process is provided in which a raw material containing
finely divided iron oxides is, in a first step, partially reduced in a fluidized bed reactor after which
the finely divided partially reduced material is introduced
together with heavy liquid hydrocarbons in a second fluidized bed reactor in which agglomerated products containing partially reduced iron oxides and coke are formed, said coke originating from the hydrocarbon, and serving as a binding agent between the fines reduced iron oxide particles.
Before modern methods were developed
<EMI ID = 3.1>
<EMI ID = 4.1>
flash sintering. The basic principle of the flash sintering processes proposed and studied involves the fall of a material to the oxide state
<EMI ID = 5.1>
finely divided into a reaction chamber of generally cylindrical shape extending vertically, for example in the form of a chimney or a vessel, in contact with hot combustion gases, said material being heated to a temperature such that itself
<EMI ID = 6.1>
The processed material is cooled and discharged from the tank in various ways. Examples of how cooling and evacuation can be carried out appear in the <EMI ID = 7.1> patents.
Swedish patents 68,228 and 90,903.
Flash sintering is an interesting operation under different aspects, among which we can mention:
- absence of pre-treatment of the material; material with normal moisture content should not be dried,
- in principle, the process can be carried out easily and the apparatus costs are relatively low,
- a high production can be obtained, even with equipment of relatively small size,
- the material can be partially reduced up to certain values,
- the sulfur or arsenic that the oxide may contain is separated to a large extent and it is also possible to separate.
to some extent zinc.
Despite these advantages, flash sintering has not been
used so far to a large extent. Many
reasons exist in this regard among which we can mention that:
- the molten oxide attacked the brick lining of the tank;
this problem can be overcome but still by cooling
the tank so that its walls are encrusted with solidified material,
- Due to the difficulty of regulating the operation, the sintered material easily exhibits such compactness that it is difficult to reduce the material in a continuous treatment process,
- Significant mechanical problems are encountered when removing such a compact sintered product from the bottom of the vessel, this sintered product when cooled may have an <EMI ID = 8.1>
it behaves like a monolith.
We have found that it is possible to solve these problems in a surprisingly simple manner when carrying out the sintering operation of the type mentioned above, in which the material containing the metal oxide is melted as it falls. down through the vessel, contacting said material with hot combustion gases while employing a carbonaceous or carbon-containing reducing agent, if according to the present invention the material containing the molten metal wave in the portion lower part of the vessel, while being partially reduced in contact with the fed reducing agent, is converted into a partially reduced product containing the solid carbonaceous material.
In the context of the invention, also appears the partial or total use of sulphurized raw materials: lice to obtain a partially reduced product. According to the invention, there is provided a method in which at least a part of the material containing the metal oxide is produced by roasting of finely divided metal sulphide in a zone of the vessel, disposed at the part thereof constituting the zone. reduction where the material containing the metal oxide is partially reduced. Therefore,
<EMI ID = 9.1>
a pre-treatment process is obtained which is particularly advantageous for the subsequent recovery of metal from material formed of metal sulphides, since it is not necessary to provide a separate apparatus for roasting the metal sulphide to the metal oxide and the fact that the heat
<EMI ID = 10.1>
to melt the metal oxide.
The carbonaceous or carbon-containing reducing agent is fed to the vessel, preferably below the optional zone in which the metal sulphide is roasted, this agent possibly consisting of a material capable of forming coke by heating or being consisting of coke produced outside the tank. 'Said. Carbonaceous or carbon-containing reducing agent can therefore be formed by a product <EMI ID = 11.1> peat etc., which is converted to coke in the vessel while producing combustible gases.
The aforementioned reducing agent can be charged to the upper part of the reduction zone in which the reduction takes place and be preheated and optionally transformed into coke during its passage downwards in said zone. In some cases, however, the reducing agent may be charged to the vessel lower than said zone where the reduction occurs or may even be charged to a reactor connected to the lower part of the vessel.
the vessel, in which the final reduction and melting of the sintered product takes place.
According to a preferred embodiment, the reducing agent
<EMI ID = 12.1>
can be 'a more or less' active' oxidant which can be preheated. The gas streams leaving the feed nozzles are directed so that a vortex having a substantially vertical axis is formed in the reduction zone,
which causes a more intense reaction between the metal oxide and the gas and disperses the reducing agent over the vertical cross section of the vessel in a desirable manner. The whirlwind
is advantageously created by directing the gas streams from the feed nozzles obliquely downwards, and at the same time
<EMI ID = 13.1>
is less than the dimension of the smallest cross section
<EMI ID = 14.1>
According to another embodiment, the material containing the metal sulphide is fed to the top of the vessel and a possibly preheated gas intended for combustion uses or
Toasting is also fed to the toasting area of the tank. This gas may contain 20 to 100% by volume of free oxygen but
can also be made totally or partially of water vapor when it is desirable to obtain during the operation
roasting a roasting gas from which the sulfur must be recovered,
for example according to the Claus process.
During its passage through the roasting zone, the material containing the metal sulphide is subjected to a roasting operation during which the sulfur bound in the sulphide is
<EMI ID = 15.1>
totally. The hot gases used to melt the metal oxide-containing material can be produced by the combustion of a solid, liquid or gaseous fuel and / or by the partial combustion of a carbonaceous or carbon-containing reducing agent. For the combustion of the fuel and / or the reducing agent, an oxidizing gas containing from 20 to 100% by volume of free oxygen can be used. In order to save fuel, this gas can be preheated,
<EMI ID = 16.1>
low calorific value of the process.
The reducing agent and the metal oxide react with each other in the lower part of the vessel to partially reduce the oxide and essentially form carbon monoxide. For the majority of metal oxides, for example as regards iron, this reaction is endothermic. Therefore, the molten material containing the metal oxide is transformed during the partial reduction of the material to
<EMI ID = 17.1>
<EMI ID = 18.1>
the semi-solid state, the gas which evolves results in the sintered product exhibiting a porous character and an apparently blistered structure.
The reduction gas formed during partial reduction
oxide in the vessel, as well as the reduction gas which can be formed in the reduction reactor and eventual final smelting after the coking optionally of the carbonaceous or carbon-containing reducing agent and after the partial combustion
of the reducing agent with the oxidizing carrier gas, may undergo
partial or total combustion in the tank by supplying a
oxidizing gas in a suitable part thereof.
It is generally desirable that the product be reduced in a relatively large proportion. This can be achieved according to the invention by distributing the supply of oxidizing gas
on the height of the tank so that the conditions in the upper part of the tank are more oxidizing while
the conditions in the lower part of said tank are
more reducing, whereby the material containing the metal oxide is partially reduced in a certain proportion to the
during its fall into the tank. A corresponding effect can also be obtained according to the invention, by feeding the reducing agent and the possible fuel at the same time as a part.
gases maintaining the combustion process at the bottom of the vessel, so as to create reduction conditions in
that part of the tank.
In these cases, the materials containing metal sulphide are fed into the tank and undergo a roasting there as
described above, the energy developed during the operation
of roasting is often sufficient to melt the roasted product.
Whether or not a smelting occurs, the reducing gas from the underlying reduction zone can be combusted in the roasting zone by supplying an oxidizing gas therein, the energy thus produced being able to be used to achieve the final smelting and / or overheating of the toasted product. It is also provided within the scope of the invention to cause complete or partial combustion of the reducing gas in the tank below the roasting zone. The latter method of proceeding is particularly advantageous when it is desired to obtain a roasting gas rich in sulfur, whereby the major part of the combustion gas can be advantageously removed from the tank, below the grill zone.
The roasting gases are extracted, optionally with the combustion gases, preferably at the top of the vessel. For this purpose, the upper part of the tank is preferably formed so that the roasted product is separated from the mass of gas by a cyclone effect. This can be obtained by arranging the feed nozzles for the metal sulphide and the gas for the roasting, peripherally around the top of the tank, said nozzles being directed obliquely downwards and placed laterally so that the currents touch the periphery of the vessel. 'a
<EMI ID = 19.1>
in the straight section of the tank. Particles of material which are not thrown directly into the reduction zone of the vessel will, in this way, be collected at the wall of the vessel in the upper part thereof and - move
along the wall down towards the reduction area. The cyclone effect is amplified if the gaseous mass of the reduction zone according to the above is given a rotary motion and if the oxidizing gas, which according to the above is supplied to the tank, can amplify the rotary motion in being injected tangentially into the vessel, for example in the manner described above with respect to the feed nozzles.
The material containing the metal sulphide and / or the metal oxide and / or the carbonaceous reducing agent or containing the carbon is advantageously injected into the vessel using the oxidizing gas as the carrier gas.
The feed of the carbonaceous or carbon-containing reducing agent can be controlled such that the amount of carbonaceous material in the partially reduced product is at least sufficient for the final reduction of the metal oxide-containing material in said product. . In this way, the sintered product becomes brittle and the coke grains in the product form break lines. In conjunction with the porous nature mentioned above of the sintered product, this formation of fracture lines allows the product, when carrying out the process of the invention, to be discharged from the vessel without causing difficulties of a mechanical nature.
In addition, the product is given properties
which are particularly advantageous for continued processing of the product, these properties being:
- the high porosity allowing an easy reduction of the product,
- the quantity of coke in the product which can be adapted for direct smelting in electric type shaft furnaces or
of the blower type; to spare coke, the agglomerates for said ovens are previously produced by briquetting, using simple anthracite and binding agents, after which the briquettes normally undergo coking,
- Since the sintered products exhibit a high degree of reduction, less energy is required for the subsequent melting operation, this being particularly important from the economic point of view when the melting is carried out electrically.
<EMI ID = 20.1>
by the process of the present invention lies in the fact that a reducing agent such as low grade carbon which is not qualitatively suitable as a starting material for coke
<EMI ID = 21.1>
significant natural resources of this type of coal the opposite of coal suitable for metallurgical uses,
the latter type of coal may become very rare in the near future.
As indicated above, the partially reduced solid product containing carbon can be continuously discharged mechanically from the lower part of the vessel in a manner known per se.
and finally be reduced and melted in a reactor separate from the vessel. It has appeared particularly advantageous, however, to connect the lower part of the vessel directly to a reactor for reduction and final melting of the product by supplying energy to said reactor.
<EMI ID = 22.1>
tion of metals, in particular iron, from direct oxides
<EMI ID = 23.1>
A flame. Examples of these processes appear in the
<EMI ID = 24.1>
Swedish 206 113 and in the German patent application DT-OS
<EMI ID = 25.1>
carried out so far according to these methods result from the fact that it is first difficult to reduce the material sufficiently, even if the gas is allowed to leave the vessel without complete combustion and with a high reductive potential and other As a result of the high degree of attack of the brick lining of the tank, this coating for the best heat balance of the autogenous process does not have to be cooled.
The amount of heat consumed by the process is also high due to the fact that the chemical calorific content of the exhaust gases is not fully utilized. Thus, in United States Patent 1,847,527 it is proposed the reduction of a finely divided oxidized ore in a vessel, partially by means of a vertical electric arc as a heat source and subsequent smelting and final reduction. reduced or partially reduced ore which is collected on a hearth of a horizontal melting chamber.
The melting chamber is heated by means of an electric arc and the reduction gas from the vessel undergoes combustion in said chamber by supplying air therein, which makes it possible to obtain an oxidizing atmosphere in said chamber, with the risk inter alia of reoxidation of the metal formed and the risk of an unwanted formation of slag of the metal.
The difficulties of the above-mentioned type are overcome by
<EMI ID = 26.1>
- the tank has cooled walls which are constantly covered with a material solidified thereon, this cooling preferably being carried out by vaporization of pressurized water,
- the gases undergo combustion, preferably complete, before they leave the tank,
- the need for a practically complete reduction of the metal oxides is avoided.
Although the material in the partial reduction operation is not significantly reduced, for example in the
<EMI ID = 27.1> is connected directly to the lower part of the vessel, only relatively small amounts of energy are needed to effect the final reduction of oxides and the smelting of slag and metal obtained by the reduction; this results from the melting of the material in the form of metal oxide and the extent to which the molten oxide is superheated during its passage through the furnace. Advantageously, the coking of the reducing agent and the heating of the coke formed are carried out in the tank at the same time as the calcination and the heating.
fondant possibly supplied. In addition, the radiation of the flame in the tank on the surface of the load in the lower part of the latter helps to cover the aforementioned energy requirements.
A particular advantage is obtained when the energy required for the final reduction operation is supplied to the reactor by electro-induction. The process described in
<EMI ID = 28.1>
this effect. The method according to the invention is however not limited to the frequency domains of the alternating current in the induction coils appearing in these patents.
Another way of supplying the necessary heat to the reactor involves the combustion of excess carbon in the partially reduced product. An arrangement similar to, for example, that used with conventional blast furnace operations can be used in this regard. This means that a certain number of nozzles are placed around the periphery of the reactor at a suitable height from the bottom and that a wind which consists of air is fed to the reactor by the nozzles, this .vent: being of preferably enriched with oxygen and preferably being preheated. Optionally, a solid, liquid or gaseous fuel can be fed to the reactor simultaneously / with the hot wind, in order to meet the energy requirements.
and also to adjust the oxygen potential to a certain level, for example a level at which the reduction and vaporization of
any zinc present: can be assured.
The use of plasma burners is an example of a way in which the reactor can receive sufficient energy according to the invention.
According to the invention, it is furthermore possible and advantageous when a finally reduced molten product is to be obtained and when a lime-containing slag forming agent is supplied during the reduction, to use part of the heat. physical content of the removed molten slag. The slag forming agent is then produced from a part
removed molten slag and a solid material containing uncalcined limestone, such material being at least partially calcined
<EMI ID = 29.1>
By using the calorific content of the slag removed in such a rational manner, an effective slag forming agent can be obtained from cheap raw materials while using energy which would otherwise be wasted. Considerable amounts of reducing agent or fuel, as well as electrical energy, are saved by the fact that it is not necessary to calcine the lime in the vessel or reactor, in addition to which slag forming agent can be fed in a hot state.
Among the metal sulphides which can be treated advantageously according to the invention, there may be mentioned pyrite, pyrrhotite, chalcopyrite, galena or galenite, pentlandite, arsenopyrite, zinc blende and certain mixtures of two or more of these materials in the sulphide state. When carrying out the process according to the invention, it is possible to produce in conjunction with certain metal sulphides such as lead or copper sulphides, a roasted product having a high content of metal material. In practice, the amount of metal directly produced depends on the permissible sulfur content of the partially reduced end product. When a low sulfur content is desired, a significant portion of the metal sulfide must be converted to the metal oxide in the roasting zone.
Embodiments given by way of examples of the invention will be described in more detail below with reference to the accompanying drawings in which:
Figure 1 shows schematically an installation suitable for the practice of the method of the invention and Figures 2 and 3 schematically show two
embodiments of modified vessel construction which may
be advantageous in relation to the process of the invention.
The installation shown in Figure 1 is intended for the production of molten iron from finely divided iron oxide
which may have been obtained by roasting pyrites in a fluidized bed comprising a tank or chimney 1 in which the oxide
of iron is melted and partially reduced. The lowest part of the chimney 1 communicates directly with a zone
Reactor 2 in which the partially reduced iron oxide undergoes the final reduction and is melted to form molten iron.
The gases which form, at the same time as a certain quantity of dust and vaporized or gasified compounds of the materials supplied, leave the upper part of the chimney <1> via an exhaust duct 3 which communicates with means 4,
<EMI ID = 30.1>
comprise a steam boiler 4, a cyclone device 5 and a gas cleaning device 6 which is constructed, by
<EMI ID = 31.1>
<EMI ID = 32.1>
via line 7 to a flue pipe. At least the
upper part of the tank 1 and similarly also
the gas discharge duct 3 are made of metal tubes through which the circulation of water which passes to boiling is caused. The duct 3 is preferably equipped with means
to remove the walls of the deposit tube. On the other hand, attempts are made to provide a protective coating of oxide material;
<EMI ID = 33.1>
these walls can be advantageously provided with protuberances welded thereon, these protuberances facilitating solidification; tion of the molten material on the walls. The vapor formed in
the tubes is separated together with the steam formed in the boiler 4 in a steam boiler dome 8, from which
the separated steam is brought through lines 9 and 10 to a
condenser turbine 11 via a. superheating part forming part of the boiler 4. The steam passing through the turbine 11
is condensed in the refrigerant 14, the condensate formed in the refrigerant and leaving it through line '13 can be returned
<EMI ID = 34.1>
hot can be used, the turbine 11 can be advantageously replaced by a back pressure turbine.
Arranged on the top of the tank 1, the burners 14 are arranged annularly to supply the tank 1 with finely divided iron oxide; finely divided charcoal or other agent
carbonaceous or carbon-containing reduction, finely divided lime and / or finely divided limestone and / or any other slag forming agent or flux, recycled dust from the boiler 4 and the cyclone device as well only gaseous oxygen or any other gas suitable for maintaining combustion, for example air or air enriched with oxygen. In the illustrated embodiment, gaseous oxygen is supplied to the burners 14, the gaseous oxygen being formed in
<EMI ID = 35.1>
air compressed by a compressor 16 driven by the turbine 11. The air intake and exhaust ducts of the compressor 16
<EMI ID = 36.1>
The iron oxide, coal, limestone and recycled dust are stored in tanks 19 to 22 from which they are withdrawn in suitable proportions and supplied to a
<EMI ID = 37.1>
conveyor 23. This mixture of material is fed from the
<EMI ID = 38.1>
gas is fed to the burners via conduits 27 and 28, of which
the last communicates with the pipes 26.
The burners 14, two of them being. shown in figure 1, are directed obliquely downwards and tangentially to an imaginary circle at the bottom of the tank 1. The diameter of these imaginary circles is approximately a quarter of the diameter of the tank and the arrangement as well as the angle of inclination of the burners are such that the material thereof impinges on the periphery of the imaginary circle in regions arranged symmetrically around it. Complementary gaseous oxygen for the final combustion of the material is supplied to the upper part of the vessel 1 by essentially horizontal nozzles 29 which are supplied by the pipe 27 by connections 30 from the latter.
The nozzles 29 are directed to a degree tangentially, advantageously so that the oxygen gas streams produced by them are tangential to an imaginary circle the diameter of which is approximately one third of the diameter of the vessel. During its passage from the burners 14 down into the vessel, the iron oxide is melted and partially reduced and the coal is transformed into coke while the hot stone is broken down. The recycled dust which consists mainly of iron oxide is also melted and partially reduced. The molten iron oxide is partially reduced, along with
coke and quicklime reach the upper [deg.] surface of the bed
Of material from the reactor zone disposed at the bottom of the vessel and in the upper region of said bed of material, molten iron oxide reacts with coke to effect further partial reduction of iron oxide and cooling. The material constituting the bed at this time assumes a semi-liquid consistency or a pasty consistency.
The iron oxide is finally reduced and melted in the zone of reactor 2 with an additional consumption of coke, this
which causes the formation of metallic iron which is collected together with the molten slag in the lower part of the reactor zone. Molten iron and slag are removed either
continuously or intermittently of said bottom part by
<EMI ID = 39.1>
introduced is advantageously chosen so that a coke bed is kept in suspension in the bath of iron and slag 38
<EMI ID = 40.1>
undergoes reduction in iron content, silicon is formed by reduction, and molten iron is carburized.
The energy required for the fusion and the final reduction of the iron oxide is supplied to the reactor zone 2 by electro-inductive heating of the material contained therein. For this purpose, an induction coil 32 is placed around the reactor zone which receives alternating current from a generator 33
<EMI ID = 41.1>
By such inductive heating, the energy developed per unit volume of the bed material increases from the center of the reaction zone towards the periphery thereof. Therefore, the material fed to the bed will move obliquely downward and outward during the gradual reduction of iron oxide while melting, as indicated by the arrows in Figure 1.
Dust formed mainly of iron oxide
is separated in the boiler 4 and the cyclone device 5. This dust is carried away by conveyor belts 35 and 36 and circulates through devices not shown to one of the tanks 19 to 22 which is used to store the recycled dust. Metals removed from the material during the operation such as lead and zinc in the form of fine grain waves
and arsenic trioxide in the form of vapor pass through the boiler 4 and the cyclone device 5 and are separated IN solid form in the gas cleaning plant 6. Dust
<EMI ID = 42.1>
to undergo separate processing and is therefore not returned to any of tanks 19 to 22.
The steam produced in the tank <1>, the gas discharge pipe 3 and the boiler 4 is used to drive the turbine
11 which in addition to the compressor 16 also drives the generator
33.
By controlling the supply of combustible material, the energy produced in the flash-melting vessel 1 can be advantageously adjusted so that the amount of vapor produced is sufficient to cover the total energy required for the melting and reduction and for driving gaseous oxygen production equipment 15.
With a plant of the type described above having a capacity of 30 tonnes of molten iron per hour, the total operation requires approximately 590 kg of coal per tonne of iron with a calorific value relative to coal of 26.4 GJ / tonne.
(6.3 Gcal / tonne), which makes the process autogenous. what concerns the energy required for the smelting and reduction of iron oxides and the production of gaseous oxygen with normal yields in the different stages of energy conversion such as the boiler, the turbine, the generator, the converter etc. Thus, the operation does not require primary energy in the form of
<EMI ID = 43.1>
comparison, it can be mentioned that the primary energy requirements for a conventional blast furnace operation are
<EMI ID = 44.1>
In addition, by the process of the invention, the coal used can be of lower quality than the coal used for the production of blast furnace coke.
The vessel 41 shown in Figure 2 and comprising an upper and lower zone respectively 55 and 56, is intended to form part of an installation of the general type / illustrated and described in Figure 1 but has been modified for the production of molten iron from finely divided concentrates of pyrite. The lower portion of vessel 41 merges directly with reactor zone 42 in which partially reduced iron oxide undergoes final reduction and melting to form molten iron.
Arranged at the top of the tank 41, the burners 43 are arranged annularly through which it is admitted to the tank
finely divided concentrates, finely divided lime and / or other slag forming agents or fluxes,
recycled dust and gaseous oxygen or other gas such as air or oxygen enriched air to maintain the combustion or roasting operation. In the illustrated embodiment, the solid material is introduced into the burners 43 via the conduits 44, 45 and the gaseous oxygen via the conduit 46. and the connections 47 and 48 starting from said duct 46. The burners
43 (only two of them are shown in the drawings) are directed obliquely downwards and tangentially to an imaginary circle, the diameter of which is smaller than the smallest cross section of the tank, so as to obtain a movement of whirlpool in the tank. Gaseous oxygen is also supplied <EMI ID = 45.1>
from conduits 4? by connections 50 of said pipes
<EMI ID = 46.1>
so as to contribute to the vortex motion created by nozzles 43. As indicated at 49a and 49b, respectively, additional nozzles for supplying oxygen gas to desired levels of zone 55 and / or zone 56 may be provided. , these nozzles being fed from the ducts 47
<EMI ID = 47.1>
in the same manner as the burners 43 and a carbonaceous solid reducing agent containing carbon is supplied to the vessel by said nozzles from the pipes 52 and 53, the agent
reduction being transformed into coke at the prevailing temperatures
in the tank. With the illustrated embodiment, the carrier gas for the reducing agent is gaseous oxygen which is supplied to the nozzles 51 by the connections 54 from the pipes 47.
During their passage from the burners 43 downwards in the zone 55 of the tank 41, the concentrates undergo a roasting
and recycled dust as well as toasted products undergo melting. During the continuous passage of these products in zone 56 of the tank, iron oxide and recycled dust are
<EMI ID = 48.1> partially reduced to some extent. The molten and partially molten iron oxide, together with the coke formed from the reducing agent and the quicklime fall on the upper surface of the bed of material present at the bottom of the vessel 41 and the reactor zone 42 and the molten iron oxide will react with the upper part of the bed, while the coke is further reduced and simultaneously cooled. The material in the bed at this point has the consistency of a semi-liquid or a pasty consistency. The iron oxide is finally reduced and melted in the reactor zone 42 with additional consumption of coke, after which the molten iron and molten slag are collected in the lower part of the reactor zone.
During the reduction operation, gases containing carbon monooxide are formed which pass upwardly through the vessel along with the gases formed during the coking operation. These gases are partially oxidized by reaction with the material containing molten metal oxide in zone 56. and undergo final combustion with gaseous oxygen supplied through nozzles 49 or even <EMI ID = 49.1>
discharged from the lower part of the reactor zone either continuously or intermittently, by means of
<EMI ID = 50.1>
to the tank is advantageously chosen so that a coke bed 5 is kept in suspension on the bath 58 of iron and slag.
Through its passage through the coke bed 59, the molten slag is brought to a low iron content, silicon is formed by reduction and the molten iron is carburized.
The energy required for the smelting operation and the final reduction of the partially reduced iron oxide is supplied to the reactor zone 42 by electro-inductive heating of the
matter contained in it. For this purpose, an induction coil
i 61 is arranged around the reactor zone 42, said coil
<EMI ID = 51.1>
As illustrated, some of the physical heat of the separated slag can be recovered, advantageously using
<EMI ID = 52.1>
To this end, iron and slag pass from the device
casting 57 to a slag separation device 62 whose
molten iron and molten slag are discharged by different routes as indicated by arrows 63 and 64 respectively.
Part of the slag is brought into a tank 65 where they
come into contact with material containing stone
lime which is fed to the tank 65 by the inlet 66. The
limestone is then calcined and the slag solidifies,
with formation of carbon dioxide which is discharged through the outlet
67 while the hot mixture of slag and calcined lime
is ground in a grinding device 68 to a suitable particle size and then fed to the vessel, preferably
in the hot state, either via a tank to store the slag forming agent or directly to the burners 43. The remaining slag which is not used for the calcination of the slag.
hot stone are evacuated in 69 .:
The embodiment shown in FIG. 3 will now be described in more detail although it will be noted that only the parts of this embodiment which differ from the embodiment
<EMI ID = 53.1>
essentially corresponding in Figures 2 and 3 being identified by the same reference marks.
In the embodiment of FIG. 3, we want to obtain from
the roasting zone 55 a gas which is relatively rich in sulfur, more specifically a gas of which sulfur in elemental form
<EMI ID = 54.1>
Therefore, it is desired to obtain a roasting gas which contains
<EMI ID = 55.1>
mixture of water vapor and oxygen, gaseous as carrier gas
for the material fed by the burners 43. Such a mixture
is also supplied by the nozzles 49. When the nozzles
49a are arranged at the top of the zone 55, these nozzles can receive a gas which is richer in vapor than the gas supplied by the nozzles 49. The carrier gas used for the reducing agent supplied by the pipes 52 and 53 consists essentially only of oxygen, which is supplied by the pipes 70, of which connections 7 <1> can be provided to supply the nozzles 72. These latter nozzles can be arranged essentially in the same way as the nozzles 49b of FIG. 2 'and serve to cause at least a partial combustion of the combustible gas in the upper part of the vessel zone 56. The burnt gas is withdrawn from the zone 56 through an exhaust duct 73 so as to prevent dilution of the gases from. toasting.
The waste heat from the gases removed can be recovered in a boiler in the same way as has been illustrated for the gases leaving the vessel in the embodiment shown.
<EMI ID = 56.1>
Finally, it can be mentioned that by. following the simplicity of the equipment necessary for the implementation of the process
of the invention and the fact that the installation does not require the provision of a coke production installation and an installation
sintering and a possible installation of separate roasting,
the investment costs are considerably lower due to those necessary for a conventional blast furnace operation, even
for relatively "small units calculated in tonnage.
the invention will be described in more detail with reference to
to the following examples:
Example 1
45 tonnes of an iron oxide ore concentrate are fed per hour and continuously to an installation of the general type described with reference to FIG. 1 but without a reactor connected to the
<EMI ID = 57.1>
Fe203 state), 6.9 tonnes of limestone and <1> 9 tonnes of coal containing 6% by weight of moisture and 20% by weight of ash. An oxygen-containing gas is supplied to the vessel by
<EMI ID = 58.1>
As it falls into the vessel, the ore concentrate is melted and partially reduced, after which it is contacted with a reducer fed to the bed at the bottom of the vessel and then undergoing further reduction, the concentrate of molten ore being cooled during the reduction operation. The temperature of the melt which has been partially reduced to essentially FeO, when it reaches the surface
from the bed to the lower part of the tank is approximately
1500 [deg.] C and there is cooled to approximately
<EMI ID = 59.1>
At the same time, 41.7 tonnes of sintered product are discharged from the bottom of the vessel using a cooled discharge device.
<EMI ID = 60.1>
<EMI ID = 61.1>
The temperature of the waste gas leaving the tank is 1750 [deg.] C
and the gases are fed to a steam boiler where, over a period of one hour, high pressure steam is produced with a content of
<EMI ID = 62.1>
<EMI ID = 63.1>
of which 5.8 8 MWh are used in a switchgear
<EMI ID = 64.1>
are supplied as electrical energy.
Example 2
<EMI ID = 65.1>
coal of the same quality as those shown in Example 1 are fed in the same hourly proportions to the furnace shown in Example 1, although in this case an electro-iuductively heated furnace for the smelting and final reduction of the material is connected to the lower part of the tank as described with reference to figure <1>. The quantity of gaseous oxygen fed to this furnace is increased slightly to 16,700 Nm <3> / h.
The sintered product formed is then melted in the electro-inductive heating reactor. In this case, the final product consists of molten crude iron and slag. In a period of one hour, 30 tons of crude iron with a carbon content of 2.5% by weight and a silicon content of <<1>% by weight and 9.9 tons of slag are removed at a temperature of approximately 1450 [deg.] C. The waste gases from the tank have a temperature of approximately 1930 [deg.] C and are introduced into the boiler where steam
at high pressure with an energy content of 58 MWh is produced.
In the same period of time, the steam turbine produces using high pressure steam 20.3 MWh of electrical energy of which
6.2 MWh are used to operate an installation
- for the production of gaseous oxygen, 11.1 MWh for inductive heating of the reactor and 3.0 MWh for operating auxiliary installation equipment.
Example 3
In this case, an installation of the type described in Figure 2 is used for the production of lead from lead sulphide. The capacity of the installation is approximately 15 tonnes of lead per hour. 20,440 kg of lead sulphide concentrate comprising 95% by weight of lead are continuously charged per hour to the roasting zone of the vessel. At the same time 1500 kg of limestone are admitted to the oven in the last period of time,
310 kg of coke, 170 kg of heavy oil and 6000 kg of recycled dust mainly in the form of lead sulphate. The
<EMI ID = 66.1>
The flame molten material is partially reduced, the lead content of which is 30% by weight oxidized to PbO, has a temperature of <1> 200 [deg.] C when it reaches the heated reactor inductively connected to the lower part of the tank.
5000 kg of molten lead are removed per hour from the reactor at a temperature of 800 [deg.] C and 2700 kg of slag at a temperature of
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withdrawn per hour from the tank. The gas contains 52% by volume of its 2 and 4400 kg of dust in the form of PbO, said dust
<EMI ID = 68.1>
the gas cleaning plant, after which it is recycled to the tank as recycled dust containing plomi sulphate.In one hour, high pressure steam with an energy content of 2100 kW is produced in the boiler, said steam being used to drive a steam turbine which produces
<EMI ID = 69.1>
the reactor.
Although particularly preferred embodiments have been described, it should of course be understood that the invention is not limited to these embodiments described and illustrated but that modifications are possible while remaining within the scope. of the inventive idea.
CLAIMS
1. A process for the production of a partially reduced product suitable for further reduction from a
<EMI ID = 70.1>
ore concentrates or oxide intermediates, said metal oxide containing material undergoing melting as it falls down into a vessel by contacting said material with hot combustion gases while feeding a carbonaceous or carbon-containing reducing agent to the vessel, characterized in that the material containing the metal oxide in the lower portion of the vessel, while being partially reduced in contact with the supplied reducing agent, is transformed to a partially reduced product containing solid carbonaceous material.