Verfahren zur Erzeugung von flüssigem Eisen. Die direkte Eisengewinnung ist schon reit Hilfe von gasförmigen Reduktionsmitteln ausgeführt worden. Für dieses Verfahren wurden vorzugsweise Drehrohröfen benutzt, durch die die Beschickung im Gegenstrom zu dem reduzierenden Gas geführt wurde. Entweder brachte das Gas die für das Ver fahren notwendige Wärme in das Drehrohr mit ein, oder es wurde dieses von aussen er hitzt.
Bei diesen Verfahren gelangte man meistens nur zu Eisenschwamm, denn es ist schwierig und ausserdem kostspielig, das zu reduzierende Gut in reduzierender Atmo sphäre bis auf die Giesstemperatur des Eisens zu erhitzen. Aus diesen Gründen wurde das reduzierte Gut gewöhnlich in einem be sonderen Ofen eingeschmolzen, wenn flüs siges Eisen oder Stahl erzeugt werden sollte.
Auch mit festen Reduktionsmittelu ist die direkte Eisengewinnung bereits ausgeführt worden. So hat man Formlinge aus Erz und Reduktionsmittel mit einer Kohleschieht überkleidet und in einem Drehrohrofen er hitzt, den die Formlinge im Gegenstrom zu den Heizgasen durchwanderten. Der gern der Formlinge wurde dabei zu Metall redu ziert, während die Kohleschicht das Eindrin- gen oxydierender Einflüsse der Heizgase in den Kern verhinderte.
Sollten Eisenlegie- rungen, zum Beispiel Ferrosilizium, herge stellt werden, so mischte man dem Erz bei der Herstellung der Formlinge noch die hier für erforderlichen Rohstoffe, zum Beispiel Kieselsäure oder metallisches Silizium, zu. Es ist auch schon angestrebt worden, das re duzierte Eisen vor Wiederoxydation durch Erzeugung einer Schlacke zu schützen.
Zu diesem Zwecke wurden der stückig zu machenden Mischung aus den bei der Reak- tion miteinander reagierenden Stoffen Zu schläge, wie Salz oder Ammonehlorid, Kie selsäure zusammen mit Sägespänen, flüs sigem Pech, Teer, Melasse, Mergel, Kar bonat, Ton und dergleichen beigegeben. Aus den Zuschlägen bildete sich eine glasige Sehlacke, die offenbar die Berührung oxy dierend wirkender Gase mit dem Eisen ver hindern sollte.
Die Schlackenbildung war naturgemäss nicht früher erforderlich als zu dem Zeitpunkt, in dem die. Wirkung der Re- duktionsmittel nicht mehr ausreichte, um die Wiederoxydation des bereits reduzierten Eisens zu verhüten.
Von dieser Wirkung der Schlacken, die bei Erhitzung der reduzierten Beschickung auf Schmelztemperatur gebildet werden, machen natürlich :Tuch die bekannten Verfahren Gebrauch, bei denen die Eisen reduktion unter unmittelbarer Beheizung der aus Eisenerz, Kohle und Flussmittel beste henden Beschickung in einem Drehrohrofen chargenweise ausgeführt wird. Diese Ver fahren sind wärmewirtschaftlich wesentlich vorteilhafter als die Reduktion mit Gasen.
Bei ihnen sowohl, als auch bei der Reduk tion von aus Erzen nach besonderen Ver fahren erschmolzenen Eisensilikaten mittelst festem Kohlenstoff, der in das Schmelzbad eingetaucht wurde, entstanden indessen dadurch grosse Schwierigkeiten, dass das Ofenfutter nicht standhielt.
Durch die Erfindung gelingt es, diese Schwierigkeiten zu beseitigen.
Nach der Erfindung erfolgt die Erzeu gung von flüssigem Eisen durch Reduktion von oxydische Eisenverbindungen enthal tendem Gut mit Kohlenstoff im bewegten, unmittelbar mit Flammengasen beheizten Ofen in Gegenwart von Schlacke, die den gebildeten Eisenschwamm vor Oxydation schützt.
Der Kohlenstoff- und Kieselsäure gehalt der Beschickung wird so eingestellt, dass bei ständig zunehmender Temperatur in diskontinuierlichem Betrieb zunächst Eisen schwamm und Eisenoxydulsilikatschlacke entstehen und dass während des darauffol- genden Schmelzens des Eisenschwammes das frei gewordene Eisenoxydul der mit Kalk sich umsetzenden Eisenoxydulsilikatschlacke zu Metall reduziert wird.
Der diskontinuier liche Betrieb des Ofens erfolgt vorzugsweise in der Weise, dass eine vorgewärmte Be schickung in den Ofen eingebracht, reduziert und geschmolzen wird. Nach dem Abstechen von Eisen und Schlacke ist der Ofen .dann für eine weitere Charge fertig.
Durch die Benutzung eines bewegten Ofens, vorzugsweise eines ungefähr wagrecht liegenden Drehofens, wird erreicht, dass Kie selsäure, Eisenoxyde und Reduktionskohle in innige Berührung kommen, was die Schlak- kenbildung und natürlich auch die Reduktion sehr begünstigt.
Die in der Beschickung vorhandene Menge von Kieselsäure soll so bemessen werden, dass die Schlacke sich gleichzeitig mit dem bei etwa 900 bis<B>1,000'</B> entstehenden Eisen- schwamm bildet. Die Schlacke ist also be reits bei der Bildung des Eisenschwammes zähflüssig oder teigi, so dass durch die Be wegung des Ofens" 'die einzelnen Eisen schwammteilchen gewissermassen schon bei ihrer Entstehung in die Schlacke eingewik- kelt werden.
Die Wiederoxydation des Ei senschwammes wird dadurch mindestens zum grossen Teil vermieden, jedenfalls findet sie nicht in schädlichem Ausmass statt und, ein Angriff des Ofenfutters durch Eisenoxydul kann demgemäss nicht eintreten. Dieses wird vielmehr von dem Kieselsäuregehalt der Be schickung gebunden. Ausserdem unterdrückt auch der Kohlenstoffgehalt der Beschickung, der natürlich so bemessen wird, dass er fair die Reduktiön ausreicht, bis die Beschickung völlig geschmolzen ist, eine starke Wieder oxydation.
Im weiteren Verlauf der Reduktion kommt infolge der Bewegung des Ofens der reduzierte Eisenschwamm in innige Berüh rung mit dem glühenden, im TJberschuss vor handenen Reduktionskohlenstoff. Der Eisen schwamm nimmt demgemäss Kohlenstoff auf und beginnt zu schmelzen.
Durch zugeschla genen Kalk wird mit zunehmender Tem peratur die Eisenoxydulsilikatschlacke mehr und mehr zersetzt, und es bildet sich aus Eisenoxyduisilikat Kalksilikat, so dass das Eisenöxydul zur Reduktion freigegeben wird. Die Reduktion des Eisenoxyduls wird zum Teil auch von dem Kohlenstoff des bereits geschmolzenen Eisens bewirkt, wo- durch der Kohlenstoffgehalt des Bades her abgemindert wird.
Überraschend ist hierbei, dass der Kalkzuschlag die Eisenoxydulsilikat- schlackenbildung, die zu Anfang der Reduk tion erfindungsgemäss herbeigeführt wird, nicht stört.<I>Zwar</I> ist für die Zersetzung der Eisenogydulsilikatschlacke nur wenig Kalk erforderlich; - so kommt man manchmal schon mit 5 % aus. - Indessen wirkt ein Kalkzuschlag auch dann noch nicht schäd lich, wenn, zum Beispiel um das Ofenfutter noch mehr zu schonen oder aus sonstigen Gründen, das Vier- oder Fünffache der für die Zersetzung der Eisenoxydulsilikat- schlacke erforderliche Menge oder sogar noch mehr verwendet wird.
Die für das Verfahren gemäss der Erfin dung erforderliche Menge Kieselsäure kann dem Ausgangsgut, zum Beispiel in Form kieselsäurehaltiger Stoffe, besonders zuge schlagen werden, oder es werden für das Verfahren Erze verwendet, die gerade die notwendige Menge Kieselsäure enthalten. Derartige Erze sind in der Regel für den Hochofen nicht besonders geeignet. Die Möglichkeit der Verwendung derartigen Gutes ist daher ein weiterer Vorteil des Ver fahrens gemäss der Erfindung. Auch durch Mischen verschiedener Erze oder dergleichen mit hohen und niedrigen Kieselsäuregehalten lässt sich eine Beschickung mit geeignetem Kieselsäuregehalt herstellen.
Die Bildung der Eisenoxydulsilikat- sehla.eke kann durch Zusatz geeigneter Fluss mittel, wie Röstspat, Flussspat, Kryolith. Chlorcalcium, Soda usw. begünstigt werden. Der Zuschlag von Kieselsäure und andern F'lussmitteln, zum Beispiel Röstspat oder Flussspat, bei der unmittelbaren Eisenerzeu- gung ist an sich nicht neu.
Indessen wurden derartige Zuschläge bisher noch nie dazu be nutzt und das Verfahren so geleitet, dass' auch schon zu Beginn der Eisenreduktion eine Eisenoxydulsilikatschlacke sieh bildete.
Die Beschickung kann kalt in den Reduk tionsofen gebracht werden. Vorteilhafter ist es ,jedoch, sie vorher auf geeignete Tempera- turen zu erhitzen. Durch die Erhitzung, die auch bis auf Reduktionstemperatur und selbst höher getrieben werden kann, wird die Re- duktionsdauer entsprechend abgekürzt. Die Reduktionswirkung des Kohlenstoffes wird also beschleunigt, so dass die Bildung des Eisenschwammes und der Ferrosilikat- schlacke rasch vor sich geht.
Es findet durch die Reduktion und Schlackenbildung keine nennenswerte Abkühlung des Reduk- tionsofens statt. Wichtig ist ferner, dass durch die Vorwärmung die Zerstörungen des Ofenfutters vermieden werden, die bei einer nicht vorgewärmten Beschickung .durch den. bei der Verdampfung ihres Feuchtigkeits gehaltes im Ofen entstehenden Wasserdampf hervorgerufen werden würden.
Der für die Zersetzung der Eisenoxydulsilikatschlacke notwendige Kalkstein wird rasch zerlegt, so dass das Calciumoxyd mit dem noch nicht vollständig verflüssigten Eisenoxydulsilikat entsprechend schnell reagieren und Kalk silikat bilden kann, während das Eisen- oxydul zu Eisen reduziert wird.
Die Vorwärmung kann so geleitet wer den, dass dabei gleichzeitig schädliche Stoffe, zum Beispiel Schwefel, aus dem Ausgangs gut ausgetrieben werden. Sie kann zum Bei spiel in einem dem Reduktionsofen vorge schalteten Drehrohrofen durchgeführt werden, der mit den Abgasen des Reduktionsofens beheizt wird.
Auch andere Stoffe können bei der Vorwärmung aus der Beschickung ganz oder teilweise verflüchtigt werden, zum Beispiel Zink, Blei, Zinn, Arsen und der gleichen verflüchtigungsfähige Metalle. In diesen Fällen wird also die Vorwärmung ge wissermassen zu einem Wälzprozess ausge staltet.
Auch Röstverfahren kann man in bekannter Weise zur Vorwärmung heran ziehen, wenn als eisenhaltiges Gut Spat eisenstein, Kiesabbrände oder anderes schwe feleisenhaltiges Gut verwendet wird. Die Austreibung der genannten Beimischung aus dem Ausgangsgut durch Vorwärmung ist aber nicht unbedingt erforderlich. Auch durch das Reduktionsverfahren selbst wer den Zinn, Blei, Zink, Antimon, Arsen und dergleichen verflüchtigungsfähige Metalle sehr weitgehend aus der Beschickung ent fernt.
Sie können zum Beispiel in Form ihrer Oxyde aus den Abgasen des Ofens ge wonnen werden. Selbst Schwefel wird bei der Reduktion zum Teil ausgetrieben.
Der Kalkzuschlag, der zur Zersetzung der Eisenoxydulsilikatschlacke notwendig ist, kann, wie sich schon aus dem vorste henden ergibt, gleich von vornherein. der Be schickung zugesetzt werden. Gelangt die Charge vorgewärmt in den Reduktionsofen, so kann der Kalkzuschlag vor oder nach der Vorwärmung erfolgen. Es ist aber auch mög lich, den Kalk ernst an einer geeigneten Stelle des Reduktionsofens selbst einzuführen.
Ist -die Reduktion weit genug vorge schritten, so wird die Silikatschlacke aus dem Ofen abgezogen, und es wird das Eisen ent weder im Ofen selbst oder in einem zweiten Ofen (Drehofen, Herdofen, Elektroofen), in den .das aus dem Reduktionsofen abge stochene Eisen flüssig eingesetzt wird, fertig gemacht.
Das Fertigmachen erfolgt zum Beispiel in bekannter Weise derart, dass auf das flüssige Eisenbad Kalk, Röstspat, Man- ganerz und gegebenenfalls Ferromangan auf g e 'bracht wird. Die 'beim Fertigmachen zz ent- stehende Schlacke kann einer folgenden Be- schiekung wieder zugegeben werden, um das Eisen, Mangan usw.
der Schlacke auszu nutzen.
Das Fert bamachen in einem besonderen Ofen wird zum Beispiel dann vorgezogen, wenn der Reduktionsofen in bezug auf seine Beschickung zwangsläufig mit einer andern, für die Vorbereitung der Beschickung be nutzten Einrichtung (Wälzofen, Dwight- Lloyd-Apparat, Vorwärmeofen) gekuppelt ist.
In der Zeichnung sind zwei verschiedene Anlagen zur Ausführung des Verfahrens gemäss' der Erfindung beispielsweise darge stellt.
Das Rohgut, das vorher zwecks Röstung oder Agglomerierung auf einem Bandsinter- apparat behandelt sein kann, gelangt nach Vermischung mit etwa 9-0% Reduktions kohle, beispielsweise in Form von Koksgrus, zerkleinert oder unzerkleinert mittelst Trans portband 1 und Aufgaberohr 2 in .den Ofen 3 der Fig. 1. In diesem Ofen werden aus dem Gut leichterflüchtige Metalle, wie Zink.
Blei und dergleichen, nach bekannten Ver fahren, zum Beispiel nach dem Wälzverfah- ren, entfernt. Aus dem Ofen 3 wandert das von den flüchtigen Metallen befreite Gut möglichst unter Vermeidung von Wärme- lusten über die Rutsche 4 in den Reduk tionsofen 5, der zum Beispiel mittelst Koh- lenstaubbrenner 6 beheizt wird.
Die Zugabe von Reduktionskohle und sonstigen für die Eisenreduktion erfindungsgemäss notwen digen Zuschlägen kann ebenfalls auf der Rutsche 4 erfolgen, auf die die Reduktions kohle und die Zuschläge aus seitlich ange ordneten Vorratsbunkern gelangen. 7 ist der Kohlenstaub-Vorratsbunker, 8 die Kohlen- staub-Förderleitung. Die Abgase aus dem Ofen 5 werden über die Rutsche 4 durch den Ofenkopf 9 in den Ofen 3 geleitet, in .dem sie einen Teil ihrer Wärme an das zu be handelnde Gut abgeben.
Aus dem Ofen 3 gelangen die Abgase in den Ofenkopf 10 und von diesem in den Luftvorwärmer 11, um dann mittelst Leitung 12 einer Filtereinrich tung zugeführt zu werden, in der .die Me talloxyde aus den Abgasen abgeschieden werden. Ein Ventilator 13 drückt die Ver brennungsluft durch den Wärmeaustauscher 11 und die Leitung 14 in den Kohlenstaub brenner 6 .des Ofens 5. Die Pfanne 15 dient dazu, den Inhalt des Ofens 5 nach Beendi gung der Reduktion aufzunehmen.
Werden in einer derartigen Anlage Erze verarbeitet, die keine verflüchtigungsfähige Metalle enthalten, so dient der Ofen 3 ledig lich zum Vorwärmen des Gutes. Schwefel freies oder schwefelarmes Gut kann ohne vorherige Röstung unmittelbar mittelst der Fördereinrichtung 1 dem Ofen 3 zugeführt werden. Auch für die Röstung des Aus gangsgutes kann der Ofen 3 benutzt werden. Die Anlage kann auch so ausgebildet sein, dass die für die Reduktion im Ofen 5 be nötigten Kohle und Zuschläge dem Gut be reits zugemischt werden, bevor es in den Ofen 3 gelangt.
In der Einrichtung, die in der Fig. 2 schematisch dargestellt ist, fehlt der Ofen 3. Von einem Röst- oder Sinterapparat 20 fällt das Gut zunächst in die Brechwalzen 16. Nach der Zerkleinerung rutscht es über eine Siebeinrichtung, zum Beispiel den Siebrost 17, in die Aufgaberinne 18. Der Siebdurch fall wird in dem Bunker 19 gesammelt, um dann. zum Beispiel als Rostbelag für den Röstapparat zu dienen.
Die Aufgaberinne 18 fördert das Erz in den Reduktionsofen 5, nachdem auf der Rinne der Brennstoff, zum Beispiel Koks, und die Zuschläge, zum Bei spiel Kalk und Kieselsäure, die erfindungs gemäss für die Eisenreduktion benötigt wer den, dem Gut beigemischt worden sind. Die Beheizungseinrichtungen für den Ofen 5 und die Luftvorwärmeeinrichtungen 13, 11, 14 können dieselben sein wie nach Fig. 1.
Die Abgase des Ofens 5 gelangen durch den Ofenkopf 10 und die Leitung 12, falls sie metallhaltig sind oder entstaubt werden sol len, in eine Filteranlage oder, falls eine Ge winnung der in den Gasen enthaltenen Stoffe nicht lohnend erscheint, in die Esse. Nach vollendeter Reduktion kann der Inhalt des Ofens 5, wie im vorstehenden beschrieben, in die Pfanne 15 abgestochen werden, wobei man natürlich auch so vorgehen kann, dass entweder zuerst .die Schlacke und dann das Eisen oder umgekehrt getrennt nacheinan der von verschiedenen Pfannen 15 aufgenom men werden.
Der Ofen 5 kann mit an sich bekannten Einrichtungen gedreht werden. <I>Ausführungsbeispiel:</I> Unter Benutzung der im vorstehenden beschrieenen und in der Zeichnung schema tisch dargestellten Einrichtungen gestaltet sich das Verfahren gemäss der Erfindung beispielsweise wie folgt: Kiesabbrände ungefähr folgender Zusam mensetzung:
I\e 42,1 7 Zn 8,0 S 3,4 si02 10,9% Nässe 15a0% werden auf einem Dwight-Lloyd-Sinter- apparat unter Zugabe von zirka 6 % Koks- grus abgeröstet. Das Agglomerat hat dann etwa folgende Zusammensetzung: Fe 48,0 Zn 8, 6 % S 0,10 Sioh 12,5 %.
Das Agglomerat wird entweder in dem Zu stand, in dem es von der Sintereinrichtung abgeworfen wird, oder nach vorangehender Zerkleinerung unter Zugabe von etwa 20 Koksgrus in einem Drehrohrofen nach dem bekannten Wälzverfahren entzinkt. Enthält das Gut noch andere leichterflüchtige Me talle, so können diese natürlich gleichzeitig mit dem Zink aus dem Gut entfernt wer den.
Aus den Abgasen des Wälzofens wird in einer Filteranlage (Elektrofilter, Sack filter usw.) das flüchtige Metalloxyd ge wonnen. Nach dieser Behandlung hat das Gut etwa felgende Zusammensetzung: Fe 54,2 Zn 1,5 5101 S 0,08 Si02 15,0 % .
Es gelangt dann chargenweise in den Eisen- reduktionsofen, der zweckmässig durch einen Kohlenstaubbrenner von der der Aufgabe seite gegenüberliegenden Stirnseite des Ofens aus beheizt wird. Der Charge werden etwa 30 % Koksgrus und 5 % Kalkstein zugeschla gen. In dem Ofen nimmt .die Beschickung allmählich immer höhere Temperaturen an.
Es bilden sich Eisenoxydulschlacke und Eisenschwamm. Aus der Eisenoxydulschlacke wird dann durch die Einwirkung des Kalks ,das Eisenoxydul allmählich frei, das eben falls zu metallischem Eisen reduziert wird, während das bereits reduzierte Eisen allmäh lich Kohlenstoff aufnimmt und schmilzt. Das geschmolzene Eisen sondert sich infolge der Drehbewegung des Ofens aus der Schlacke ab, die während des grössten Teils der Re duktion sich in teigigem bis zähflüssigem Zustande befindet. Nach etwa 2 Stunden ist die Silikatschlacke geschmolzen und im we sentlichen vom Eisen befreit.
Sie wird dann flüssig abgestochen. Zur Nachbehandlung des geschmolzenen Eisens setzt man dann noch etwas Kalk, etwa 5 % Röstspat und etwa<B>0,6%</B> Ferromangan zu. Nach kurzer Raffination kann dann auch der flüssige Stahl abgestochen werden. Er hat etwa fol gende Zusammensetzung Fe 98,0<B>-98,5</B> C 0,8 - 1,2 P 0,02 8i sp. Zn - Cu 0,08 As 0,01 S 0,08- 0,04% Mn 0,13 Das Ausbringen an flüssigem Eisen be trägt zirka<B>92%</B> des im Erz enthaltenen Eisens.
Der Schmelzpunkt des gewonnenen Stahls liegt bei 1400 bis 1450 C. Die Ofen temperatur steigt bis zu 1600 bis 1700 C. Die flüssige abgestochene Silikatschlacke enthält zirka 5 % Eisen, 40 % Kieselsäure und 15 bis 20 % Kalk. Sie kann in bekannter Weise zu Pflastersteinen vergossen werden.
Das Verfahren kann auch in der Weise ausgeführt werden, dass das zinkhaltige Agglomerat direkt dem Eisenreduktionsofen zugeführt wird. In diesem erfolgt dann neben der Eisenreduktion die Verflüchtigung des Zinkes und gegebenenfalls sonst noch im Gut enthaltener flüchtiger Metalle. Statt mit Kohlenstaub kann der Eisenreduktionsofen auch mit Gas oder 0l befeuert werden.
Eben so können statt Koksgrus Magerkohle, Grude- koks, Holzkohle und dergleichen Brennstoffe als Reduktionsmittel verwendet werden.
An die Stelle der Drehtrommel 3 in Fig. 1 können auch andere bekannte Röst- oder Vor wärmeöfen treten. Ebenso können an Stelle eines Bandsinterapparates andere Sinterein- richtungen, zum Beispiel Sinterpfannen, für die Röstung oder Agglomeration des Gutes benutzt werden. In vielen Fällen kann man auf jede vorbereitende Behandlung des Gutes verzichten und dieses direkt in den Eisen reduktionsofen .einführen.
Process for the production of liquid iron. The direct production of iron has already been carried out with the aid of gaseous reducing agents. For this process, rotary kilns were preferably used, through which the feed was passed in countercurrent to the reducing gas. Either the gas brought the heat required for the process into the rotary kiln, or it was heated from the outside.
In most cases, only sponge iron was obtained in this process, because it is difficult and also expensive to heat the material to be reduced in a reducing atmosphere up to the casting temperature of the iron. For these reasons, the reduced material was usually melted down in a special furnace when liquid iron or steel was to be produced.
The direct production of iron has also already been carried out with solid reducing agents. For example, briquettes made of ore and reducing agent were covered with a layer of coal and heated in a rotary kiln through which the briquettes migrated in countercurrent to the heating gases. The like of the briquettes was reduced to metal, while the carbon layer prevented the penetration of oxidizing influences of the heating gases into the core.
If ferrous alloys, for example ferrosilicon, are to be manufactured, the raw materials required here, for example silica or metallic silicon, are added to the ore during the manufacture of the molded products. Attempts have also been made to protect the reduced iron from reoxidation by producing a slag.
For this purpose, additives such as salt or ammonium chloride, silica together with sawdust, liquid pitch, tar, molasses, marl, carbonate, clay and the like were added to the mixture to be made into pieces of the substances that react with one another during the reaction . A vitreous lacquer formed from the aggregates, which was apparently intended to prevent the contact of oxidizing gases with the iron.
The slag formation was of course not required earlier than at the time when the. The effect of the reducing agents was no longer sufficient to prevent reoxidation of the iron that had already been reduced.
This effect of the slag, which is formed when the reduced charge is heated to the melting temperature, is of course made use of by: Tuch, the known processes in which the iron reduction is carried out in batches in a rotary kiln while the charge consisting of iron ore, coal and flux is heated immediately . These methods are much more advantageous in terms of heat economy than reduction with gases.
With them, as well as with the reduction of iron silicates melted from ores according to special processes, using solid carbon which was immersed in the molten bath, great difficulties arose because the furnace lining could not withstand.
The invention succeeds in eliminating these difficulties.
According to the invention, liquid iron is generated by reducing oxidic iron compounds containing carbon in the moving furnace, heated directly with flame gases, in the presence of slag, which protects the sponge iron formed from oxidation.
The carbon and silicic acid content of the feed is adjusted in such a way that with continuously increasing temperature in discontinuous operation, initially iron sponge and iron oxy-silicate slag are formed and that during the subsequent melting of the iron sponge, the released iron oxide of the iron oxy-silicate slag that reacts with lime is reduced to metal .
The discontinuous operation of the furnace is preferably carried out in such a way that a preheated charge is introduced into the furnace, reduced and melted. After the iron and slag have been parted off, the furnace is then ready for another batch.
By using a moving furnace, preferably an approximately horizontal rotary furnace, it is achieved that silica, iron oxides and reducing carbon come into intimate contact, which greatly promotes slag formation and of course also reduction.
The amount of silica present in the charge should be measured in such a way that the slag forms at the same time as the iron sponge that forms at around 900 to 1,000 '. The slag is therefore already viscous or doughy when the sponge iron is formed, so that the movement of the furnace causes the individual sponge iron particles to be wrapped in the slag as they are formed.
The reoxidation of the sponge iron is avoided at least for the most part; in any case, it does not take place to a harmful extent and, accordingly, an attack of the furnace lining by iron oxide cannot occur. Rather, this is bound by the silica content of the loading. In addition, the carbon content of the charge, which is of course measured in such a way that it is fair the reduction sufficient until the charge has completely melted, suppresses strong reoxidation.
In the further course of the reduction, as a result of the movement of the furnace, the reduced sponge iron comes into intimate contact with the red-hot reducing carbon, which is present in excess. The iron floated accordingly absorbs carbon and begins to melt.
The added lime causes the iron oxy-silicate slag to decompose more and more as the temperature rises, and calcium silicate is formed from iron oxy-silicate, so that the iron oxide is released for reduction. The reduction of the iron oxide is partly also brought about by the carbon in the iron that has already melted, which means that the carbon content of the bath is reduced.
It is surprising here that the lime additive does not interfere with the formation of iron oxydulsilicate slag, which is brought about according to the invention at the beginning of the reduction. <I> Admittedly </I> only a little lime is required for the decomposition of the iron oxydulsilicate slag; - sometimes you can get by with 5%. - However, a lime addition is not harmful even if, for example, to protect the furnace lining even more or for other reasons, four or five times the amount required for the decomposition of the iron oxide silicate slag or even more is used.
The amount of silica required for the process according to the invention can be added to the starting material, for example in the form of silicic acid-containing substances, or ores are used for the process which contain just the required amount of silica. Such ores are usually not particularly suitable for the blast furnace. The possibility of using such goods is therefore a further advantage of the method according to the invention. A charge with a suitable silica content can also be produced by mixing different ores or the like with high and low silica contents.
The formation of the iron oxydulsilicate sehla.eke can be achieved by adding suitable fluxes such as roast spar, fluorspar, cryolite. Calcium chloride, soda, etc. are favored. The addition of silica and other fluids, for example roast spar or fluorspar, in the direct production of iron is not in itself new.
However, such aggregates have never been used for this purpose and the process has been managed in such a way that even at the beginning of the iron reduction, an iron oxydulsilicate slag was formed.
The charge can be brought cold into the reduction furnace. It is more advantageous, however, to heat them to suitable temperatures beforehand. The reduction time is correspondingly shortened by the heating, which can also be driven up to the reduction temperature and even higher. The reducing effect of the carbon is thus accelerated so that the formation of the sponge iron and the ferrosilicate slag takes place quickly.
There is no significant cooling of the reduction furnace due to the reduction and slag formation. It is also important that the preheating avoids the destruction of the furnace lining, which would occur if the loading was not preheated. the evaporation of their moisture content in the furnace would produce water vapor.
The limestone required for the decomposition of the iron oxy-silicate slag is quickly broken down, so that the calcium oxide reacts quickly with the not yet completely liquefied iron oxy-silicate and can form lime silicate, while the iron oxide is reduced to iron.
The preheating can be conducted in such a way that harmful substances such as sulfur are expelled from the outlet at the same time. It can be carried out, for example, in a rotary kiln upstream of the reduction furnace, which is heated with the exhaust gases from the reduction furnace.
Other substances can also be wholly or partially volatilized from the charge during preheating, for example zinc, lead, tin, arsenic and the same volatilizable metals. In these cases, the preheating is so to speak turned into a rolling process.
Roasting processes can also be used in a known manner for preheating if spatula iron stone, gravel burns or other sulphurous iron-containing goods are used as the iron-containing good. The expulsion of the mentioned admixture from the starting material by preheating is not absolutely necessary. The reduction process itself also removes the tin, lead, zinc, antimony, arsenic and the like volatile metals from the charge to a very large extent.
For example, they can be obtained in the form of their oxides from the furnace exhaust gases. Even sulfur is partly expelled during the reduction.
The lime surcharge, which is necessary for the decomposition of the iron oxy-silicate slag, can, as can already be seen from the above, right from the start. be added to the loading. If the batch arrives preheated in the reduction furnace, the lime addition can take place before or after preheating. But it is also possible to introduce the lime seriously at a suitable point of the reduction furnace itself.
If the reduction has progressed far enough, the silicate slag is removed from the furnace, and the iron is either in the furnace itself or in a second furnace (rotary furnace, hearth furnace, electric furnace) into which the iron extracted from the reduction furnace Iron is used in liquid form, done.
The preparation takes place, for example, in a known manner such that lime, roasted spar, manganese ore and optionally ferromanganese are applied to the liquid iron bath. The slag that arises during the finishing process can be added to a subsequent batch to remove the iron, manganese, etc.
exploiting the slag.
Finishing in a special furnace is preferred, for example, when the reduction furnace is inevitably coupled with another device used to prepare the charge (rolling furnace, Dwight-Lloyd apparatus, preheating furnace) in relation to its loading.
In the drawing, two different systems for performing the method according to the invention are, for example, Darge.
The raw material, which can be previously treated on a belt sintering device for roasting or agglomeration, reaches the furnace after mixing with about 9-0% reducing coal, for example in the form of coke breeze, crushed or not crushed by means of conveyor belt 1 and feed pipe 2 3 of Fig. 1. In this furnace, more volatile metals such as zinc are made from the material.
Lead and the like, go by known methods, for example by the rolling method, removed. The material freed from the volatile metals migrates out of the furnace 3, preferably avoiding heat losses, via the chute 4 into the reduction furnace 5, which is heated by means of a pulverized coal burner 6, for example.
The addition of reducing coal and other supplements necessary for iron reduction according to the invention can also take place on the chute 4, onto which the reducing coal and the supplements come from storage bunkers arranged laterally. 7 is the coal dust storage bunker, 8 the coal dust conveyor line. The exhaust gases from the furnace 5 are passed through the chute 4 through the furnace head 9 into the furnace 3, in which they give off part of their heat to the goods to be treated.
From the furnace 3, the exhaust gases pass into the furnace head 10 and from there into the air preheater 11, in order to then be fed by means of line 12 to a filter device in which the metal oxides are separated from the exhaust gases. A fan 13 pushes the combustion air through the heat exchanger 11 and the line 14 into the pulverized coal burner 6 .des furnace 5. The pan 15 serves to receive the contents of the furnace 5 after the reduction is complete.
If ores that do not contain volatilizable metals are processed in such a system, the furnace 3 is used only for preheating the goods. Sulfur-free or low-sulfur material can be fed directly to the furnace 3 by means of the conveyor device 1 without prior roasting. The oven 3 can also be used for roasting the starting material. The system can also be designed in such a way that the coal and aggregates required for the reduction in the furnace 5 are already mixed into the material before it enters the furnace 3.
In the device which is shown schematically in FIG. 2, the furnace 3 is missing. in the feed channel 18. The sieve through fall is collected in the bunker 19 to then. for example, to serve as a grate for the roaster.
The feed chute 18 promotes the ore into the reduction furnace 5 after the fuel, for example coke, and the additives, for example lime and silica, which in accordance with the invention are required for iron reduction, have been added to the goods on the channel. The heating devices for the furnace 5 and the air preheating devices 13, 11, 14 can be the same as in FIG. 1.
The exhaust gases from the furnace 5 pass through the furnace head 10 and the line 12, if they contain metal or are to be dedusted, into a filter system or, if extraction of the substances contained in the gases does not appear worthwhile, into the forge. After the reduction is complete, the contents of the furnace 5 can, as described above, be tapped into the pan 15, whereby one can of course also proceed in such a way that either first the slag and then the iron or vice versa are taken up separately from different pans 15 men will be.
The furnace 5 can be rotated with means known per se. <I> Embodiment: </I> Using the devices described above and shown schematically in the drawing, the method according to the invention is designed, for example, as follows: Gravel burns approximately the following composition:
I \ e 42.1 7 Zn 8.0 S 3.4 si02 10.9% wetness 15a0% are roasted on a Dwight-Lloyd sintering apparatus with the addition of about 6% coke breeze. The agglomerate then has approximately the following composition: Fe 48.0 Zn 8, 6% S 0.10 Sioh 12.5%.
The agglomerate is either de-zincated in the state in which it is thrown from the sintering device, or after previous crushing with the addition of about 20 coke breeze in a rotary kiln using the known Waelz method. If the goods also contain other more volatile metals, these can of course be removed from the goods at the same time as the zinc.
The volatile metal oxide is extracted from the exhaust gases of the Waelz furnace in a filter system (electrostatic precipitator, bag filter, etc.). After this treatment the material has roughly the following composition: Fe 54.2 Zn 1.5 5101 S 0.08 Si02 15.0%.
It then enters the iron reduction furnace in batches, which is expediently heated by a pulverized coal burner from the end of the furnace opposite the feed side. About 30% coke breeze and 5% limestone are added to the charge. The temperature in the furnace gradually increases.
Iron oxide slag and sponge iron are formed. From the iron oxide slag, the iron oxide is gradually released by the action of the lime, which is also reduced to metallic iron, while the already reduced iron gradually absorbs carbon and melts. The molten iron is separated from the slag as a result of the rotary movement of the furnace, which is in a doughy to viscous state during most of the reduction. After about 2 hours, the silicate slag has melted and essentially freed from iron.
It is then tapped in liquid form. To post-treat the molten iron, a little lime, about 5% roasted spar and about <B> 0.6% </B> ferromanganese are then added. After a short refining, the liquid steel can also be tapped. It has about the following composition Fe 98.0 <B> -98.5 </B> C 0.8-1.2 P 0.02 8i sp. Zn - Cu 0.08 As 0.01 S 0.08- 0.04% Mn 0.13 The yield of liquid iron amounts to about <B> 92% </B> of the iron contained in the ore.
The melting point of the steel obtained is 1400 to 1450 C. The furnace temperature rises up to 1600 to 1700 C. The liquid tapped silicate slag contains around 5% iron, 40% silica and 15 to 20% lime. It can be poured into paving stones in a known manner.
The method can also be carried out in such a way that the zinc-containing agglomerate is fed directly to the iron reduction furnace. In this, in addition to the iron reduction, the zinc and any other volatile metals contained in the material are volatilized. Instead of using coal dust, the iron reduction furnace can also be fired with gas or oil.
Likewise, instead of coke breeze, lean coal, green coke, charcoal and similar fuels can be used as reducing agents.
In place of the rotary drum 3 in Fig. 1, other known roasting or heating ovens can occur. Likewise, instead of a belt sintering apparatus, other sintering devices, for example sintering pans, can be used for roasting or agglomerating the goods. In many cases you can do without any preparatory treatment of the goods and introduce them directly into the iron reduction furnace.