Procédé de fabrication de métal ferreux à Pétat liquide La présente invention se rapporte à un procédé de fabrication de métal ferreux, c'est-à-dire contenant du fer, et plus particulièrement à un procédé de fabrication en continu de l'acier et de la fonte de fer et d'autres métaux ferreux, à ,l'état liquide, directement à partir d'un minerai de fer ou d'un minerai de fer concentré.
Les procédés connus de traitement des minerais de fer en vue de l'obtention d'alliages de fer de composi tion bien déterminée comprennent généralement deux opérations de traitement séparées ; premièrement un traitement de réduction, conduisant à un fer contenant des impuretés indésirables; deuxièmement, un traite ment de raffinage éliminant les impuretés indésirables du fer impur et au cours duquel les composants d'allia ges, nécessaires à l'obtention du produit désiré, sont ajoutés.
Le produit de l'opération de réduction est ordinai rement une fonte à l'état liquide, produite dans un haut fourneau ou dans un four de réduction électrique, ou du fer spongieux, produit à l'état solide par un procédé de réduction directe. La fonte contient généralement du carbone, du silicium, du manganèse, du phosphore et du soufre, et le fer spongieux contient généralement de l'oxyde de fer résiduel et des constituants de la gangue, c'est-à-dire des impuretés dont la teneur doit être abais sée à la valeur désirée par le procédé de raffinage sub séquent.
Parmi les procédés de raffinage connus, on peut citer le procédé Siemens-Martin, les divers procédés au con vertisseur, les procédés au four rotatif et le procédé au four à arc électrique direct pour la production de l'acier la fabrication de la fonte de fer au cubilot et les pro cédés au four électrique à induction, à arc direct et à arc indirect pour la fabrication de divers alliages de fer. Ces procédés sont généralement mis en #uvre en discontinu et, en plus de la fonte de fer et du fer spongieux, la charge .de départ comprend des .déchets de fonte, d'acier et d'autres alliages de fer.
La présente invention. vise un procédé dans lequel la réduction et le raffinage sont combinés en une opéra tion conduite en une succession continue de :stades, et qui soit capable de produire des alliages ferreux très divers, notamment la fonte de fer, ides alliages de fer spé ciaux et des aciers directement à partir d'un minerai ou d'un minerai concentré.
Le procédé selon l'invention comprend les opérations suivantes (a) l'on introduit, dans une zone de réaction gaz- solide, des pastilles formées, contenant de l'oxyde de fer, et des morceaux solides d'une matière réductrice,
la limite inférieure de la grosseur desdites pastilles et la limite supérieure de la grosseur desdits morceaux étant choisies l'une par rapport à l'autre de manière que da matière réductrice puisse être séparée granulométrique- ment desdites pastilles après le chauffage et la réaction dans ladite zone de réaction gaz@solide d'une charge contenant lesdites ,pastilles et lesdits morceaux;
(b) l'on fait avancer continuellement ledit mélange à travers la zone de réaction gaz-solide, afin qu'il ré agisse à une température élevée jusqu'à ce -que la majeure partie du fer contenu dans Tes pastilles ait été réduite à l'état métallique, (c) l'on retire de la zone de réaction. gaz-solide des matières fines comprenant la matière réductrice non consommée avec les petits fragments de pastilles éven tuellement produits par désintégration des pastilles;
(d) .l'on fait avancer continuellement le mélange de matières grossières retenues, y compris les pastilles, dans et à travers une zone de réaction gaz-solide-liquide con tenant un mélange de matières en traitement partielle ment fondues en contact avec des gaz chauds, en élevant la température dans ladite zone de réaction gaz-solide- liquide jusqu'à ce que les matières grossières aient fondu, formant ainsi deux phases liquides consistant en laitier et en métal en contact étroit;
(e) l'on introduit continuellement ces deux phases liquides dans une zone de réaction gaz-liquide contenant un mélange de matières liquides en traitement en con tact avec des gaz chauds<B>;</B> (f) l'on continue les réactions gaz-liquide et le chauf fage .dans la zone de réaction gaz-liquide jusqu'à l'obten tion d'un métal ferreux liquide ayant la composition et la température désirées ;
et (g) l'on fait sortir le métal ferreux liquide et le lai tier de la zone de réaction gaz-liquide, de la chaleur étant fournie directement à chacune des zones de ré action gaz-,liquide, gaz-solide-liquide et gaz-solide dans la mesure nécessaire au maintien des températures de réaction désirées dans les zones.
Le procédé selon l'invention peut être mis en aeuvre avantageusement dans une installation. à four rotatif. Une mise en oeuvre préférée du présent procédé, dans .un four rotatif unique, est décrite en détail dans la suite de cet exposé.
D'une manière générale, l'appareil utilisé con siste en un four rotatif allongé, doublé d'une matière réfractaire et auquel est incorporé un dispositif de tami sage en un point intermédiaire de :sa longueur, pour la séparation entre les matières fines et les matières gros sières, les matières fines étant conduites vers un empla cement extérieur au four et les matières grossières étant retenues dans le four en vue des traitements ultérieurs.
L'appareil comprend en outre un moyen d'alimentation pour l'introduction des matières solides à l'extrémité d'entrée du four et en des points intermédiaires de sa longueur, et des brûleurs au moyen desquels un com bustible et un gaz contenant de l'oxygène sont introduits dans le four en des points répartis de façon appropriée sur sa longueur, ce qui fournit, par combustion du com bustible, suffisamment de chaleur pour fondre les ma tières grossières retenues et les transformer en métal liquide et en laitier, et pour chauffer le métal liquide et le laitier jusqu'à l'obtention de la composition et de la température désirée pour le métal.
Le four comprend également des orifices de coulée pour le métal liquide et le laitier et un moyen @de régulation @du débit de cou lée du laitier, ainsi que des dispositifs d'obturation des différents .orifices -du four, s'opposant aux fuites exces sives de gaz.
Le dessin annexé représente, à titre d'exemple, un appareil pour une mise en oeuvre particulière du pro cédé selon l'invention.
La fig. 1 est un schéma d'ensemble du procédé.
La fig. 2 est une vue en élévation schématique par tiellement en coupe, de l'appareil.
La fig. 3 est une coupe longitudinale d'un détail de l'appareil.
La fig. 4 est une coupe semblable d'une variante de ce détail.
La fig. 5 est une coupe longitudinale d'un autre détail de .l'appareil.
La fig. 6 est .une vue en bout, .partiellement en coupe, du détail représenté à la fig. 5.
La fig. 7 est une vue en élévation et partiellement en coupe longitudinale d'un autre détail de l'appareil, com prenant un dispositif d'alimentation des matières solides dans l'extrémité d'entrée du four.
La fig. 8 est une coupe transversale de l'appareil, à l'emplacement de décharge du dispositif d'alimentation représenté à la fig. 7. La fig. 9 est une coupe longitudinale d'un autre détail de l'appareil.
La fi-. 10 est une vue en élévation d'un: autre détail de l'appareil.
La fig. 11 est une coupe transversale du détail re présenté à la fig. 10.
Si l'on se reporte à la fig. 1, on. peut voir que la pré paration de pastilles d'une grosseur minimum choisie est une particularité essentielle de ce procédé. La prépara tion de la matière contenant .de l'oxyde de fer se fait généralement par concassage et broyage d'un minerai de fer, puis concentration par .des procédés connus, afin, d'augmenter la teneur en oxyde de fer et diminuer celle de la gangue et des autres impuretés indésirables. Le concentré est ensuite réaggloméré en pastilles de la gra nulométrie .désirée.
Avec certains minerais riches, la phase de concentration peut être omise, ou un minerai brut tamisé peut être employé directement comme ma tière première pour de procédé, auquel cas l'expression pastilles contenant -de d'oxyde de fer telle qu'utilisée dans cet exposé s'appliquerait également à .des morceaux de minerai tamisés. Comme autre source possible de pastil les pour le présent procédé, on peut mentionner le (c tailing d'un procédé de séparation d'un quelconque autre métal ou minéral, concentré et aggloméré en pas tilles de la granulométrie désirée.
Pour éviter les volumes de laitier excessifs dans la zone de réaction gaz-liquide et pour diminuer la ten dance -des pastilles à se ramollir et à devenir collantes dans la zone de réaction gaz-solide, i1 est généralement désirable que la teneur en fer soit d'au moins 65 % en poids dans le minerai au dans le concentré avant l'ag glomération. Par un broyage fin du minerai, on peut libérer plus complètement l'oxyde de fer finement divisé de la gangue, et par conséquent obtenir un concentré de plus haute teneur en fer.
Comme un broyage fin facilite également l'agglomération du concentré en pastilles et augmente la solidité des pastilles, le minerai ou le con centré est le plus souvent broyé à une finesse telle que, par exemple, au moins 75 % des particules aient des dimensions minimums inférieures à 0,04 mm.
Les fondants destinés à l'ajustage .de la composition du laitier dans la zone de réaction gaz-liquide du pro cédé peuvent être ajoutés au concentré ou au minerai fin avant le pastillage. Ces additions, effectuées sous une forme finement divisée avant le pastillage, peuvent également agir comme liant pour les pastilles, en au- mentant leur solidité et en combattant leur tendance éventuelle à se désagréger en fines particules au cours de leur traversée de la zone de réaction gaz-solide. Parmi les fondants, on peut citer, à titre d'exemples, le cal caire, la dolomie, la chaux calcinée, la chaux éteinte et la bentonite.
Des quantités déterminées de matières des tinées à former les composants de l'alliage ferreux @li- quide peuvent également être introduites dans les pas tilles. Parmi ces matières, on peut mentionner des élé ments tels que manganèse, silicium, chrome, mo,lybdène et nickel, ajoutés sous forme de métal, d'alliage, de .mi nerai ou de concentré, à l'état finement divisé.
Dans la fabrication des pastilles, qui peut être réa lisée dans un appareil classique, par exemple tambour ou disque rotatif de pastillage, la teneur en humidité doit être maintenue dans des limites bien déterminées, afin que les pastilles formées aient des dimensions et des pro priétés physiques aussi uniformes que possible. Les pas tilles humides peuvent être traitées durement dans le procédé ou elles peuvent être préalablement séchées ou grillées dans une atmosphère oxydante afin, de chasser le soufre .ou d'autres impuretés ou d'augmenter leur soli dité et d'améliorer leurs caractéristiques de stockage et de maniement.
Dans certains cas, on peut économiser de la chaleur en utilisant directement .les pastilles grillées dans le procédé, sans les refroidir.
Les pastilles, la matière carbonée et la matière ab sorbant le soufre sont introduites dans le mélange en cours de traitement qui se trouve dans la zone de ré action gaz-solide, généralement toutes ensemble à l'ex trémité d'entrée du procédé, bien que des proportions variables de la matière carbonée et de la matière absor bant le soufre puissent être introduites à un, stade ulté rieur, en des emplacements intermédiaires le long de la zone de réaction gaz-solide.
La totalité ou la presque totalité de la matière carbonée et de la matière absorbant le soufre non consommées par les réactions qui ont lieu dans la zone gaz-solide, est retirée de la zone de réaction gaz-solide avant l'entrée du mélange en traitement dans la zone de réaction gaz-solide-liquide. Il y a lieu de bien distinguer la matière carbonée et la matière absorbant le soufre des matières introduites dans le procédé princi palement dans le but de former un métal liquide et un laitier de la composition désirée dans la zone de ré action gaz-liquide.
On entend ici par < c fondants toutes les matières solides ajoutées principalement pour for mer les constituants du laitier et pour influencer les réactions chimiques, la fluidité et la composition du laitier liquide, par opposition aux matières absorbant le soufre, et on entend par matières d'alliage toutes les matières solides ajoutées principalement pour qu'elles s'allient avec le métal liquide ou pour qu'elles désoxy dent le métal.
Ainsi, les matières contenant du carbone et ajoutées principalement en vue de désoxyder le métal liquide ou d'en abaisser la teneur en carbone forment une partie des matières d'alliage, et non pas une partie de la matière carbonée. il est également entendu que les matières d'alliage et les fondants ajoutés à la matière contenant de l'oxyde de fer, en tant que constituants des pastilles, doivent être considérés comme faisant partie des matières d'alliage et des fondants introduits dans le mélange en traitement.
La matière carbonée qui est ajoutée principalement comme combustible solide pour le chauffage et pour la réduction en fer métallique de l'oxyde de fer contenu dans des pastilles, consiste généralement en charbon, charbon incomplètement brûlé ou coke. Lorsqu'elle est introduite à l'extrémité d'entrée du procédé, il est pré férable que la matière carbonée soit pauvre en matières volatiles, qu'elle ne s'agglomère pas et que la tempéra ture de ramollissement de ses cendres soit élevée.
La matière absorbant le soufre, ajoutée pour prévenir une contamination des pastilles par le soufre pendant leur passage à travers la zone de réaction gaz-solide du pro- cédé, consiste principalement en calcaire, CaCOI , ou en dolomie, CaMg(CO.i)2. La dolomie est en général pré férée au calcaire. en raison de .sa plus grande résistance à la désintégration.
Le choix et le maintien de la granulométrie appro priée des matières premières sont des caractères essen tiels du présent procédé. Les pastilles ont de préférence une grosseur comprise entre environ 5 et 15 mm. Des limites de grosseur plus larges sont admissibles, mais elles sont généralement dans l'intervalle allant de 3 à 25 mm de grosseur.
Ces -limites sont préférées, car elles permettent de combiner les avantages d'une bonne soli dité, d'une réaction rapide, de l'absence de tendance au collage et à l'agglomération aux hautes températures, d'une faible capture de gangue et d'autres impuretés par la surface -des pastilles, et de la résistance à la rupture et à la désintégration pendant le passage le long de da zone de réaction gaz-solide. Comme une séparation des pastilles par classement est effectuée à un stade intermé diaire du procédé, il est également désirable qu'une pro portion majeure et sensiblement constante des pastilles aient -une grosseur dépassant un minimum choisi.
Par exemple, la granulométrie -des pastilles pourrait être choisie et maintenue de manière que 96 % plus ou moins 2 % des pastilles .soient retenues sur un tamis
de 5 mm d'ouverture, laquelle dimension serait alors considérée comme étant la limite minimum ,choisie pour la gros seur des pastilles.
La limite supérieure de la grosseur des morceaux solides des matières carbonée et absorbant le soufre peut être basée sur la limite minimum choisie pour la grosseur des pastilles. Lorsque aucun changement sibgni- ficatif du rapport entre les dimensions des pastilles et des morceaux des matières carbonée et absorbant le soufre ne se produit à l'intérieur de la zone de réaction gaz-solide, la grosseur maximum choisie pour les mor ceaux de matière carbonée et de matière absorbante n'est pas supérieure à la grosseur minimum choisie pour les pastilles. Cependant, des changements dans les rap ports des dimensions peuvent se produire dans la zone de réaction gaz-solide.
Par exemple, la grosseur des pastilles peut augmenter de 20 % en moyenne et la gros- seur de la matière carbonée peut diminuer de 5 % en moyenne,
auquel cas les morceaux de matière carbonée plus gros que la grosseur minimum des parties seraient complètement éliminés de la zone de réaction gaz-solide par une séparation par classement. Le choix de la gra nulométrie des matières premières dépend donc égale ment dans une certaine mesure ide leur tendance d'aug menter ou de diminuer de grosseur pendant les traite ments.
Comme autre facteur ayant une influence sur le choix des granulo@métries de la matière carbonée et de la matière absorbant .le soufre, on, .peut mentionner un accroissement des pertes sous forme de poussières lors que de très fines particules sont employées, et dans le cas de la matière absorbant le soufre, la ,possibilité dune plus forte tendance des fines particules à adhérer aux pastilles, ce qui a pour conséquence de les contaminer de soufre. De préférence, les matières introduites direc tement dans le mélange en traitement ne sont pas plus fines qu'environ 0,5 mm de dimension minimum.
Comme la quantité de soufre absorbée par unité de poids de matière absorbant le soufre diminue lorsque la grosseur des morceaux augmente, la grosseur optimum des mor ceaux peut être comprise entre des limites étroites, par exemple entre 0,5 et 2 mm.
En résumé, les grosseurs préférées des pastilles sont comprises entre 5 et 15 mm, celles de la matière carbo née sont comprises entre 1 man et la limite inférieure choisie pour la grosseur des -pastilles, et ,celles de la matière absorbant .le soufre sont comprises entre 0,5 et 2 mm.
Il est particulièrement important ide faire en sorte que les pastilles ne soient pas plus petites qu'une dimen sion minimum choisie, et que les morceaux de la matière carbonée ne soient pas plus gros qu'une dimension maximum choisie de manière que la matière carbonée puisse être séparée presque complètement des pastilles par séparation granulométrique à un stade intermédiaire du procédé. Dans certains cas, il peut être désirable d'utiliser une matière carbonée et une matière absor bant le soufre plus fines qu'indiqué ci-dessus, par exem ple lorsqu'une matière plus fine coûte sensiblement moins cher.
La proportion de matière carbonée introduite est de préférence suffisante pour que, lorsque la plus grande partie du fer contenu dans les pastilles a été réduite à l'état métallique dans la zone de réaction gaz-solide,
il reste un excès de carbone solide d'au moins 10% et de préférence d'au moins 15 % du poids des pastilles dans le mélange.
Cette proportion, qui dépend du type de matière carbonée utilisée, est généralement comprise entre 40 et 80% de matière carbonée, rapportée au poids des pastilles introduites. La proportion de matière absorbant le soufre peut varier entre 0 et 10 % du poids des pastilles, et dépend de la teneur en soufre de la ma tière carbonée et des pastilles, et également de la teneur maximum en soufre admissible dans le métal liquide.
Dans la zone de réaction gaz-solide du procédé, l'hu midité est vaporisée et les matières volatiles se dégagent de la matière carbonée, tandis que la température du mélange augmente grâce à la chaleur fournie .par les gaz chauds. Au cours du chauffage subséquent, l'oxyde de fer contenu dans les pastilles est réduit successivement de l'état de Fe.03 à l'état de Fe304, puis à l'état de FeO et finalement à l'état de Fe métallique, essentiellement par réaction avec l'oxyde de carbone,
l'hydrogène et des autres gaz réducteurs formés principalement dans la zone de réaction gaz-solide. De l'anhydride carbonique ga zeux, CO., est généralement libéré de la matière absor bant le soufre, ce qui laisse les oxydes de calcium et de magnésium solides, CaO et Mg0, qui peuvent alors réagir et se combiner avec le soufre libéré par la gazéifi cation de la matière carbonée solide.
Pour que les ré actions gaz-solide se poursuivent jusqu'à la réduction à l'état métallique du fer contenu dans les pastilles, on chauffe le mélange jusqu'à une température comprise entre 870 et 1260 C, de préférence entre 982 et 1204,1 C. En général, on maintient cette température à peu près constante pendant un laps d e temps de plus de 10 mn et pouvant atteindre plusieurs heures, le temps et la tempé rature du traitement dépendant principalement de la réactivité de la matière carbonée, de la constitution phy sique et chimique des pastilles et de leur teneur en fer métallique désirée.
On fait avancer continuellement le mélange le long d'une zone de réaction gaz-solide allongée, de manière à réaliser un mouvement relatif continuel entre les pas tilles et :les morceaux de matière carbonée, ce qui com bat toute tendance des particules formant ,le mélange de coller les unes aux autres et @de s'agglomérer. Une frac tion substantielle de la chaleur nécessaire au chauffage du mélange et à son maintien à la température de ré action est fournie par l'introduction d'un gaz contenant de l'oxygène, en générai de l'air,
en des points espacés le long de la zone de réaction gaz@solide. Cet air produit de la chaleur par réaction avec la matière carbonée pré sente dans le mélange, et également avec le gaz com bustible dégagé par le lit de mélange, ce gaz combusti ble et les produits de combustion s'écoulant en général à contre-courant par rapport à la direction d'avance de la charge. Un supplément de chaleur peut être fourni par un préchauffage de l'air ainsi introduit, par la cha leur récupérée des fumées sortant par d'extrémité d'en trée du procédé, au moyen d'un échangeur de chaleur.
Les gaz chauds émis par .la zone de réaction gaz-solide- liquide et s'écoulant à contre-courant par rapport à la direction d'avance des matières, constituent également une source de chaleur pour la zone de réaction gaz- solide. Un chauffage supplémentaire éventuellement né cessaire peut être assuré par une source extérieure, en des points espacés le long de la zone de réaction gaz- solide, par exemple en admettant en ces points un com bustible gazeux ou liquide avec une quantité -d'un gaz contenant de l'oxygène suffisante pour la combustion du combustible.
Le charbon, le charbon incomplètement brûlé ou le coke de cokéfaction à basse température, qui contient une forte proportion de matières volatiles et qui, en de nombreuses régions, est meilleur marché et plus facile à obtenir que les combustibles pauvres en matières volati les, peuvent être utilisés le plus efficacement ,lorsqu'ils sont introduits dans le mélange en un ou plusieurs points intermédiaires le long de la zone de réaction gaz-solide. Les matières volatiles se dégagent à l'état gazeux au cours du chauffage et brûlent avec le gaz contenant de l'oxygène tout en s'écoulant en .direction de l'ex trémité d'entrée du procédé, la chaleur ainsi produite étant utilisée pour le chauffage et pour le maintien de la température de réaction.
Cette manière de procéder a pour autre avantage qu'une quantité relativement faible d'une matière hautement réactive accélère les réactions productrices de fer, -diminuant ainsi le temps nécessaire à haute température et augmentant la productivité maxi mum réalisable dans une installation donnée. Au cas où la teneur en soufre des pastilles ou de la matière carbo née est élevée, il peut aussi être avantageux d'ajouter un supplément de matière absorbant le soufre en même temps que la matière carbonée introduite tardivement, les particules de ces matières étant toutes pratiquement dans les limites de grosseur définies précédemment pour la matière carbonée et pour la matière absorbant le soufre.
De même que la matière carbonée et la matière ab sorbant le soufre, les matières d'alliage et les fondants sont généralement introduits dans le mélange le long de la zone de réaction gaz-soli@de, dans le but d'influencer les propriétés chimiques du laitier et du métal dans la zone de réaction subséquente gaz-liquide du procédé.
On peut ainsi ajouter des morceaux de ferromanganèse, de ferrosilicium, de ferrochrome, de nickel métallique, de calcaire, de dolomie et de carbone sous forme d'alliage de carbone, de carbone cuit ou de graphite. Evidem- ment, au cas où elles sont ajoutées avant la séparation des matières fines, ces matières ajoutées doivent être sous forme de fragments d'une grosseur au moins égale à la limite inférieure :de .la grosseur des matières grossiè res, afin qu'elles ne soient pas éliminées.
Ces additions peuvent également être effectuées après l'élimination des matière fines, à un stade ultérieur du procédé, auquel cas la limite inférieure de la grosseur des particules de la matière ajoutée a moins d'importance. Cependant, d'après la description ci-après d'un appareil pour la mise en oeuvre du présent procédé, on verra que .l'addition de grandes quantités de matières au procédé après l'élimi nation des matières fines serait difficile à réaliser en pratique.
Lorsque l'oxyde de fer contenu dans les pastilles a été en grande partie réduit à l'état métallique, les matiè res fines sont retirées de .la zone de réaction gaz-solide. Ces matières retirées comprennent la majeure partie ou la totalité de la matière carbonée et de la matière absor- bant le soufre non consommées, avec les petits fragments de pastilles éventuellement produits par désintégration des pastilles.
Après avoir été retirées, ces matières fines sont généralement refroidies sous une atmosphère non oxydante ou trempées à l'eau, et le charbon incomplète ment brûlé et les fragments de :pastilles sont récupérés par tamisage humide et séparation magnétique. Le char bon incomplètement brûlé est ordinairement renvoyé dans la zone de réaction gaz-solide, de préférence après séparation des particules très fines par tamisage, et forme une proportion essentielle de la matière carbonée pré sente dans le mélange en traitement.
Les fragments de pastilles peuvent être rebroyés et ajoutés au minerai ou au concentré avant le pastillage, et être ainsi réintroduits dans le produit sous forme de partie des pastilles ; ou peuvent être utilisés tels quels ou après briquetage, comme matière première pour d'autres fours de fabri cation de l'acier ou de la fonte ; ou ils peuvent encore être utilisés pour d'autres opérations métallurgiques, par exemple la cémentation du cuivre.
Les particules de matière absorbant 'le soufre, qui consistent en général en chaux ou en dolomie hydratée très fine, sont géné ralement abandonnées, car elles contiennent beaucoup de soufre et n'ont pas grande valeur.
Les matières grossières, comprenant les pastilles, les matières d'alliage et les fondants ajoutés avant l'élimi nation des matières fines, sont retenues :pour la suite du procédé, au cours de laquelle elles sont chauffées et atteignent urne zone de réaction gaz-sodide-liquide, con tenant un mélange partiellement fondu en contact avec des gaz chauds, et dans laquelle ce mélange est chauffé jusqu'à ce que la fusion soit complète, ce qui donne naissance à deux phases liquides en contact étroit, une couche supérieure de laitier et une couche inférieure de métal ferreux liquide, ces deux phases liquides étant ensuite introduites .dans une zone :
de réaction gaz-liquide. La chaleur nécessaire à la fusion est de préférence four nie en partie par les gaz chauds émis par .la zone de réaction gaz-liquide et s'écoulant à contre-courant par rapport à l'avance de la matière partiellement fondue, et en partie par la combustion entre un combustible et un gaz contenant de l'oxygène, introduits directement dans la zone de réaction gaz-solide-liquide. Il serait éga lement possible d'introduire de la chaleur au moyen de sources placées en des points espacés le long de la zone de réaction gaz-solide-liquide mais,
comme cela ressor tira de la description d'un appareil pour la mise en oeu- vre du présent procédé, :la haute température du métal liquide rend une telle disposition :difficile à réaliser en pratique. Les matières d'alliage et les fondants pour raient également être ajoutés directement dans la zone de réaction gaz-solide-liquide, mais il est plus facile de les ajouter dans la zone @de réaction gaz-solide.
Il doit être compris que l'expression zone de ré action gaz-:liquide implique l'existence à l'intérieur de cette zone de réactions liquide-liquide et gaz-gaz, ainsi que de réactions gaz-liquide. De même, des réactions auxquelles .ne participent que des solides et que des gaz ont .lieu dans 7a zone de réaction gaz-salide. L'exDres- sion gaz-.solide implique donc seulement que l'état physique des phases principales présentes ales matières en traitement est solide ou gazeux,
et l'expression gaz- liquide qu'il est liquide ou gazeux. Dans la zone de transition où la fusion a lieu, des gaz, des liquides et des solides sont simultanément présents.
La nature des réactions gaz-liquide et la composition du métal produit sont :principalement déterminées par la quantité et la composition des matières retenues qui, après fusion, forment les constituants du métal liquide et du laitier.
Bien que de l'oxyde -de fer pourrait encore être réduit en fer métallique après l'élimination de la matière carbonée, soit à l'état solide au moyen d'une atmosphère réductrice, soit à l'état liquide au moyen d'un laitier réducteur, une action précise sur la compo sition du métal fini est facilitée par un haut degré de métallisation du fer contenu dans .les pastilles. Il con vient que le pourcentage de fer à l'état métallique soit aussi constant que possible, et de préférence :supérieur à 95%.
La quantité et le type des fondants présents déterminent la basicité et la fluidité du laitier; la quan tité et le type des matières d'alliage déterminent la com position de l'alliage et le degré d'oxydation du laitier et du .métal. Un ajustage final de la composition du métal peut être effectué par introduction supplémen taire de matières d'alliage et de fondants directement dans le laitier et le métal liquide, ordinairement sous forme finement divisée et près :de l'extrémité de sortie de la zone de réaction gaz-liquide, ou après la sortie.
Dans la mise en oeuvre préférée du présent :procédé, les zones de réaction gaz-solide-liquide et gaz-liquide sont très longues relativement à .leur section transver sale. Les matières retenues sont soumises à une agitation continuelle tandis qu'elles avancent continuellement le long de ces zones.
Par cette agitation, la transmission de chaleur et les .réactions chimiques sont accélérées, une ségrégation et un manque -d'uniformité @du mouvement du mélange le long de ces zones .sont .évités. Grâce au maintien d'un écoulement continuel .des matières .le long de ces zones, plusieurs stades du .procédé sont conduits simultanément, ce qui évite les opérations d'accumulation ou de conservation nécessitant :
des récipients et un appa reillage de transfert utilisés pendant de brèves .périodes à des capacités dépassant considérablement la produc tion moyenne du procédé.
De préférence, une grande partie de la chaleur né cessaire à la zone de réaction gaz-liquide est fournie par une source de cha.cur à haute température, placée près du point de sortie du métal et du laitier.
La haute tem pérature .peut être obtenue par :combustion d'un com bustible avec de l'air :préchauffé, éventuellement enrichi en oxygène, ou grâce à des moyens électriques d'éléva tion de la température de la flamme. Les produits de combustion s'écoulent à contre-courant par rapport à la direction. d'avance du métal liquide et du laitier, à tra vers la zone de réaction gaz-liquide et jusque dans la zone de réaction gaz-solide-liquide. Un supplément :
de chaleur pourrait être fourni en des points espacés le long de la zone de réaction gaz-liquide, mais il est évi dent qu'un tel chauffage .est difficile à réaliser concur- remment à l'action de mélange et à d'agitation.
Le métal liquide et le laitier sont généralement chauf fés à une température comprise entre 1260 et 17050 C avant la coulée, la température !dépendant de la nature du métal et de son utilisation ultérieure. Il est préférable que le métal soit coulé continuellement.
La coulée du laitier peut être limitée au moyen d'une barrière régla ble obstruant l'orifice de coulée du laitier, ce qui permet d'agir sur l'épaisseur de la couche de laitier ,liquide en contact avec le métal à l'intérieur de la zone de réaction gaz-liquide. Le métal liquide et le laitier peuvent être coulés ensemble et séparés après la coulée; ou le métal peut être soutiré séparément par siphonage, ou retiré séparément de la zone de réaction gaz-liquide à inter- vadles réguliers.
Le métal peut être moulé directement après la séparation du laitier, ou il peut être coulé dans un four ou une lingotière pour être coulé ultérieurement dans des moules, ou il peut être moulé en continu.
La fig. 2 représente un four rotatif pour la mise en aeuvre du procédé décrit précédemment. Le corps de ce four est formé d'une enveloppe cylindrique en acier qui, à l'exception d'une zone relativement petite, à l'empla cement de la section de tamisage 13, est doublé d'une matière réfractaire 5.
Cette doublure réfractaire peut consister en plusieurs couches, par exemple une couche interne d'une matière robuste et résistant bien à la cha leur, à l'abrasion et à Vattaque chimique, et une couche externe, adjacente au cylindre 1, consistant en une ma tière isolante, s'opposant à la fuite @de chaleur de l'inté rieur .du four vers-la paroi extérieure, et par suite dans l'atmosphère.
Le four est entièrement supporté par des couronnes 3, reposant sur des tourillons de four rotatif de genre usuel, montés sur des supports 2, et est entraîné en rotation à un nombre déterminé de tours par minute, par un mo teur et un train d'engrenages réducteur, dont le dernier engrène avec une couronne dentée 7, fixée à l'enveloppe du four. Ce dernier est généralement incliné sur l'hori zontale, afin que les matières traitées s'écoulent par gra vité de l'extrémité d'entrée vers l'extrémité de coulée pendant la rotation du four.
Seules -des matières solides 9 .sont contenues dans la zone de réaction gaz-solide, qui s'étend entre un dispo sitif d'alimentation 6, à l'extrémité d'entrée, et un point situé sur le côté aval d'un étranglement 18, où .débute la zone de réaction gaz-solide-liquide, qui contient des matières en traitement solides et liquides 12. La zone de réaction gaz-liquide, qui s'étend jusqu'à l'orifice de cou lée 19, ne contient que des matières en traitement liqui des 15. Le laitier et le métal .peuvent être séparés l'un de l'autre après la coulée par un -dispositif 20 de sépa ration du laitier.
Pratiquement, seules les matières gros sières sont retenues .dans la zone de réaction gaz-solide et progressent jusqu'à la zone de réaction gaz-solide- liquide, alors que les matières fines sont évacuées à tra vers le dispositif de tamisage 13 et sont .recueillies dans un récipient 14.
Un dispositif d'alimentation 11, pour la matière car bonée et la matière absorbant le soufre, et un dispositif d'alimentation 16, pour les matières d'alliage et les fon dants, sont .prévus pour l'introduction des matières soli des dans le mélange en traitement, en -des points inter médiaires le long de la zone de réaction gaz-solide. Le combustible et le gaz contenant .de l'oxygène, nécessaires au maintien :
des températures voulues et de la compo sition voulue du gaz à l'intérieur des zones, sont iniec- tés .dans la zone de réaction gaz-liquide par un brûleur 22 d'extrémité de coulée, dans la zone de réaction gaz- solide-liquide par un brûleur 17, et en des points espacés le long de la zone de réaction gaz=solide par des brû leurs 10.
Les gaz de combustion sont évacués, à travers la tête 8 du four, supportée par un câble 4, dans un canal d'évacuation approprié, sous aspiration comman dée par des moyens usuels, par exemple un ventilateur de tirage forcé et des persiennes de réglage du débit, non représentés. Un trou de coulée 21, pour l'évacuation du métal et du laitier contenus dans la zone de réaction gaz liquide, est également prévu.
Bien que le four puisse être de longueur et ide dia mètre variables, les longueurs de 60 à 120 m et les dia mètres de l'enveloppe de 3 à 5 m peuvent être indiqués à titre d'exemple pour une installation industrielle. Le diamètre peut également varier le long du four, par exemple le diamètre de la zone de réaction gaz-liquide pourrait être plus petit que le diamètre .de la zone de réaction gaz-solide, afin de diminuer la quantité de métal contenu à l'état liquide et diminuer le temps de séjour du métal liquide dans le four. Le corps du four peut être en une seule pièce, ou il peut être formé par assem- blage de deux ou plusieurs sections séparées.
Le revêtement réfractaire le long de la zone de ré action gaz-liquide est en une matière connue en sidérur gie pour sa résistance au métal liquide et au laitier. Des écrans ou des cloisons de brassage, ancrés à l'intérieur de la zone de réaction gaz-solide, peuvent êrte employés pour accélérer la transmission de chaleur entre les gaz et les matières solides, comme c'est le cas dans certains fours et séchoirs rotatifs connus.
Ces chicanes peuvent également servir à maintenir un mélange intime entre les différents fragments des matières formant le mélange en traitement ou à aider l'avance -du mélange @solide le long de la zone de réaction gaz-solide.
L'angle d'inclinaison de l'axe du four sur l'horizon tale le plus satisfaisant est probablement compris entre 1 et 20, bien qu'un four comportant des écrans destinés à faire avancer la charge le .long de la zone .de réaction gaz-soliide pourrait être horizontal. La vitesse de rota tion est généralement comprise entre 0,25 et 2 t/mn, et est de préférence de 1 t/mn.
Le mélange des matières premières est introduit dans le four au moyen du @dispositif d'alimentation 6, et avance continuellement, sous l'influence de la gravité et de la rotation du four, le long de la zone de réaction gaz- solide, dans laquelle il est chauffé, et il réagit à l'état solide. Le mouvement rotatif des parois du four assure également un mélange et un mouvement continu entre les morceaux à l'intérieur du lit, ce qui combat toute tendance des morceaux à coller les uns aux autres et à s'agglomérer,
et contribue à l'uniformité de la trans mission :de chaleur et des réactions chimiques entre les gaz et la charge. Des quantités déterminées d'un gaz contenant de l'oxygène, généralement -de l'air préchauffé, et d'un combustible fluide sont introduites si néces saire dans le four en des points espacés le long de la zone de réaction gaz-solide, au moyen des brûleurs 10.
La fié. 3 représente un brûleur monté dans l'enve loppe, destiné à l'introduction d'un combustible et d'un gaz contenant de l'oxygène dans le four. L'alimentation en air se fait par des tuyaux 23 et l'alimentation en com bustible gazeux par des tuyaux 24, munis de vannes de commande individuelles pour chaque brûleur et qui sont fixés à l'enveloppe du four et tournent avec elle. Le tube externe 27 du brûleur, formé d'un alliage réfractaire, passe par une ouverture 26 ménagée dans l'enveloppe métallique et le revêtement réfractaire du four.
La cham bre externe 33 du brûleur est fixée à l'enveloppe du four par son extrémité à bride 25, au moyen de boulons ou de vis, qui ont également pour fonction de maintenir le tube externe 27 du brûleur solidement en place. Pour permettre un démontage facile du brûleur lorsqu'une réparation ou un remplacement est nécessaire, la section 31 d'éjection d'air est fixée au tube externe 27 par des brides 34, comportant des boulons ou des vis. Le tube interne 32 et la tubulure d'éjection de gaz 30 sont cen trés à l'intérieur du tube 27 et de l'ajutage à air 31, au moyen de bagues de centrage 28 et 36, respectivement.
Pour éviter -un colmatage par les matières en traite ment, pour assurer une distribution uniforme de 1a flamme sur la périphérie du four et pour éviter un im- pact direct de la flamme sur les parois du four, les aju- tages des brûleurs sont de préférence situés au voisinage de l'axe du four et sont dirigés le long de cet axe. Le brûleur représenté à la fig. 3 projette une flamme dans les deux sens, à contre-courant et à co-courant, par rap port à la direction générale des gaz à l'intérieur du four.
Parmi les avantages de la flamme bidirectionnelle, on peut citer une moins grande vitesse de la flamme, qui réduit les possibilités d'un impact direct de la flamme sur les parois du four, et un accroissement de la turbu lence des gaz à l'intérieur du four, qui a pour effet d'ac célérer les réactions gaz-solide.
Une variante de brûleur avec ajutage unidirectionnel est représentée à la fig. 4. Cette variante est semblable par ailleurs au brûleur représenté à la fig. 3 et peut être orientée dans l'un ou l'autre des sens de l'axe. Un brû leur consommant un combustible liquide serait sembla ble, sauf qu'il comprendrait un ajutage d'atomisation du combustible du même genre que ceux utilisés dans les brûleurs à huile connus.
Le four doit pouvoir permettre un réglage précis des températures. Les températures sont mesurées au moyen de thermocouples qui traversent des ouvertures prati quées dans le four, ces thermocouples étant connectés à des enregistreurs de température par l'intermédiaire de bagues collectrices rotatives, qui sont en contact avec des brosses fixes. Ces dispositifs étant bien connus, ils n'ont pas été représentés. Les vannes individuelles de réglage des débits du combustible et d'air dans les brû leurs, non représentées, sont réglées en fonction .des lec tures de température.
La fig. 7 représente la tête .du four, avec les dispo sitifs d'alimentation. Un combustible fluide, par exem ple du gaz naturel, provenant d'une source extérieure par l'intermédiaire d'un tuyau flexible fixe 37, traverse un distributeur annulaire, coaxial au four, comprenant un ou plusieurs conduits 45, une partie fixe 38, solidaire de la tête fixe 41 du four, et un conduit distributeur an nulaire 46, coaxial au four et situé dans une partie rota tive 39. A la sortie du conduit 46, le combustible tra verse des raccords rotatifs 40 pour pénétrer dans des tuyaux 24 d'alimentation des brûleurs en combustible, qui tournent également avec le four.
Un joint, entre les faces fixe et tournante, qui empêche une fuite de com bustible fluide hors du distributeur, est réalisé par deux surfaces de joint coaxiales, une surface de joint interne 42 et une surface de joint externe 43, ces surfaces étant rainurées et recevant continuellement une graisse d'étan- chéification. Une pression uniforme peut être maintenue entre ces surfaces de joint au moyen de câbles 4, fixés à la tête 41 du four et à des contrepoids, et passant sur un système de poulies non représenté. Ces faces de joint graissées sont refroidies par un manchon à eau 44, mé nagé à l'intérieur de la partie fixe de la tête.
Le gaz contenant de l'oxygène, par exemple l'air, est de préférence préchauffé par passage à travers un échangeur de chaleur, ce qui permet de transférer à l'air jusqu'à 75 % de la chaleur contenue dans les gaz sortant du four. L'air préchauffé est amené par l'inter médiaire d'un tuyau fixe flexible 47. dans une partie fixe 48, puis traverse une partie rotative 49, raccordée à un tubs axial rotatif 50 qui traverse une ouverture 55 de la tête du four sans entrer en contact avec elle. et qui aboutit dans un conduit annulaire rotatif 68 de distribu tion de l'air, monté sur la surface externe de l'enveloppe du four et tournant avec ce dernier, l'air sortant de ce conduit pénètre dans des tuyaux à air rotatifs 23.
L'étan- chéité entre la partie fixe et la partie rotative est réalisée au moyen de surfaces rainurées et lubrifiées 51, refroi dies par un manchon à eau 52, ou par des moyens d'étanchéité équivalents connus.
Pour assurer le main tien de la pression de contact uniforme requise entre ces surfaces d'étanchéité, la partie fixe 48 peut être suspen due par un système de câbles et de contrepoids sem blable au système employé pour la tête du four, ou elle peut être montée sur des galets qui roulent sur des voies parallèles à l'axe du four, la pression nécessaire à l'étanchéité du joint .étant créée par des poulies et des contrepoids ou par des ressorts. Le tube axial 50 est maintenu dans :sa position centrale à l'intérieur du four au moyen d'une barre de support 53, et à .l'extérieur de la tête du four au moyen de rouleaux 54 réglables en position.
Une fuite éventuelle de gaz ou d'air à travers l'ouverture 55 de la tête du four est empêchée .par un rideau d'obturation 56 d'air ou d'un autre gaz à grande vitesse. Ce rideau de gaz est émis par un tuyau distribu teur annulaire 57, alimenté en air ou en un autre gaz sous pression par l'intermédiaire .d'un tuyau d'alimenta tion de gaz comprimé 72. Le distributeur annulaire 57 entoure le tube rotatif axial 50 et .est percé d'une fente continue 58 de largeur réglable, qui pourrait être rem placée par une multiplicité d'ajutages rapprochés, et qui est dirigée vers l'intérieur et contre la surface extérieure du tube axial 50.
Comme les gaz de combustion qui se trouvent à l'intérieur de la tête du four circulent à une vitesse appréciable dans une direction tendant à les faire sortir par l'ouverture 55, une fuite éventuelle se pro duirait vers l'extérieur. Par conséquent, le gaz d'obtura tion à grande vitesse, tout en étant dirigé vers l'inté rieur, contre l'axe du four, est également dirigé vers l'ex trémité de coulée du four, suivant un angle aigu par rapport à l'axe du four. En plus de l'air préchauffé admis au moyen du dispositif susdécrit, il peut être dési rable dans certains cas d'introduire :de l'air dans le four au moyen de ventilateurs montés sur l'enveloppe du four et tournant avec celle-:ci.
Un écoulement non turbulent des gaz de combustion sortant du four peut être maintenu grâce à une section conique 59 en matière réfractaire et une bague de rete nue 60, fixée à l'extrémité de l'enveloppe du four. Pour éviter des pertes de chaleur excessives par la tête du four, cette dernière est de -préférence :doublée d'un revê tement réfractaire isolant 61. Lorsque de l'air préchauffé est employé, le conduit 68 de distribution d'air -et les tuyaux à air 23 qui s'étendent le long @de l'enveloppe du four devraient également être isolés.
Une liaison étanche entre la tête .du four 41, suspendue librement, et le con duit fixe 62 d'évacuation des gaz, est assurée au moyen d'un joint d'eau 63.
Lorsque les pastilles sont introduites dans le four à l'état humide ou séchées après le pastillage, sans dur cissement intermédiaire par grillage, elles sont très sen sibles au choc. Un maniement de ces pastilles sans pré caution avant et pendant le chargement peut entraîner un bris ou un affaiblissement des pastilles, ce qui pro voque leur désintégration en fines pendant leur traver sée de la zone de réaction gaz-solide et a pour consé quence qu'elles traversent .le dispositif de tamisage avec la matière carbonée et la matière absorbant le soufre en excès et sont ainsi éliminées.
Une telle désintégration peut être combattue en limitant la hauteur maximum de chute des pastilles aux points de transfert, pendant leur transport et leur introduction dans le four, de préférence à une valeur maximum d'environ 15 cm, et certainement inférieure à 30 cm.
Une introduction sans heurt des matières premières, notamment des pastilles, est obtenue grâce à un tube d'alimentation rotatif 64. Ce tube d'alimentation est maintenu à frottement dur desserrable dans un man chon 65, monté à rotation dans un palier 69 à rouleaux 66, de manière à empêcher un mouvement radial et axial du tuyau d'alimentation pendant le fonctionnement. Le palier 69 est monté sur une console 67, fixée à la tête du four.
Le tube d'alimentation 64 est entraîné en rota tion, de préférence à une vitesse variable et réglable, :par un moteur 70, relié à des engrenages 73 ou à une autre liaison d'entraînement appropriée. Le tube d'alimentation traverse la paroi de la tête du four par une ouverture pourvue d'un dispositif 71 d'obturation à rideau de gaz ou d'air, semblable au dispositif d'obturation 56, 57, 58 et 72 destiné à obturer l'ouverture de passage du tuyau d'alimentation d'air du four. Les matières premières sont introduites dans le tube d'alimentation 64 au moyen d'un couloir conique (non représenté) incliné d'un angle un peu plus grand que l'angle de frottement ou angle de repos des matières.
Pour éviter un déséquilibre de l'en semble de la tête .du four, qui entraînerait un défaut d'égalité des pressions autour de la circonférence des faces de joint 43 et 44, le centre de gravité du dispositif susdécrit est de préférence aligné verticalement sur l'axe longitudinal du four.
Ce dispositif d'alimentation a pour particularité es sentielle de permettre une limitation précise de la vitesse d'avance de la charge le long du tube, ce qui empêche un choc brusque causé par une vitesse trop grande au point de décharge 74.
L'angle d'inclinaison du tube d'alimentation 64 sur l'horizontale ne doit dépasser ni l'angle de repos des matières, ni l'angle de frottement du tube avec les matières, et est en général inférieur à 30o. Le débit d'alimentation peut alors être réglé dans un large intervalle par variation .de la vitesse de rota tion du tube. La hauteur de chute après décharge peut être strictement limitée par 4e choix approprié de l'em placement de l'extrémité de sortie 74 du tube.
Comme représenté à la fig. 8, cette extrémité de décharge 74 est située à proximité de la paroi interne, sur le côté du four qui est opposé au côté contenant la plus grande partie de la charge 125, ce qui permet de limiter la hau teur de chute maximum en limitant la distance entre l'extrémité de décharge et la paroi. Dans ces conditions, la charge ne tombe que d'une faible hauteur, -et elle ren contre la paroi descendante du four sous un angle obli que,
en sorte que les pastilles ne subissent pas de choc brusque. Le point 1e plus proche de la circonférence interne du tube d'alimentation à son extrémité de dé charge est de préférence distant de moins de 30 cm de la paroi du four, ce qui évite des chutes importantes.
La hauteur de chute .peut être encore diminuée en faisant tourner le tube en sens contraire du sens de rotation du four, comme indiqué par les flèches 76 et 94 respective- ment, ce qui a pour effet de faire sortir les matières du tube principalement par le quadrant de ce :dernier qui est le plus proche de la paroi du four. Le dispositif ci-dessus permet de régler la hauteur de chute indépendamment du degré de remplissage du four par la charge, tout danger d'obstruction du tube :
d'alimentation parla charge est écarté, et le tube peut être nettoyé, retiré ou rem placé facilement en cours d'opération.
La fig. 9 représente en détail un dispositif de char gement 11, visible sur la fig. 2, pour l'introduction dans la zone de réaction gaz-solide d'un supplément de ma tière carbonée et de matière absorbant le soufre, et un dispositif de chargement 16 pour .les matières d'alliage et les fondants ajoutés dans la zone de réaction gaz-liquide. Ces matières peuvent être introduites dans une trémie à cuiller 75,
qui ramasse la matière dans un tas ou dans une trémie disposée sous le four, ou elle peut "être intro duite par gravité à partir d'une trémie externe, confor mément aux moyens connus d'alimentation des fours rotatifs.
Au moment où la trémie 75 s'approche du som met de son parcours, une vanne obturatrice 77 est ou verte vers l'intérieur par un levier de connexion 79 et un galet 80, qui est poussé en position d'ouverture, proche de l'enveloppe du four, par son contact avec une surface de came fixe 81, ce qui permet à la matière de tomber dans le four à travers un tuyau d'alimentation interne 82.
Pendant le reste, ou da majeure partie, @de la rotation du four, la vanne d'obturation est maintenue en position de fermeture par une charnière à ressort 78, ce qui em pêche pratiquement l'échange des gaz entre l'intérieur du four et l'atmo:sphère ambiante. De préférence, le tuyau d'alimentation interne 82 s'étend jusqu'aux environs de l'axe du four, afin qu'il ne soit pas recouvert par le lit des matières en traitement pendant une fraction de la rotation du four.
Avant la sortie des matières en traitement de la zone de réaction gaz-solide, la matière carbonée en excès et la matière absorbant le soufre sont éliminées au moyen du dispositif de tamisage 13, représenté en :détail dans les fig. 5 et 6. Dans cette section, la circonférence du four est formée de plusieurs segments 83 de support de tamis, qui sont fixés, .par des boulons ou d'autres orga nes de fixation démontables, à des brides 84 de l'enve loppe du four.
Ces segments sont fermés aux deux extré mités par :des plaques radiales terminales 85, destinées à empêcher un libre passage des gaz circulairement entre les cavités fermées 90 des segments 83 de support de tamis, et à conférer au four la frigidité nécessaire dans la ,section de tamisage comprise entre les brides 84 de l'enveloppe. Des segments de tamis 86, à travers lesquels les matières fines sont évacuées -du four, sont montés sur des brides 87 des supports de tamis, le long du rayon intérieur des segments 83 -de support de tamis, et sont fixés au moyen d'organes de fixation démontables.
Le long du .rayon extérieur sont montées des plaques de cou verture amovibles 88 et des portes d'évacuation 89 qui, en position de fermeture, empêchent le libre passage des gaz entre la cavité 90 du segment de support et l'atmo sphère ambiante. Les portes d'évacuation 89 sont main tenues en position. de fermeture par des charnières à ressort 91, dont la partie tournante présente un prolon gement auquel sont fixées des biellettes de connexion 92 et des galets 93.
Tandis que le four tourne dans la direction de la flè che 94, les segments de tamis 86 passent sous, -et -en contact avec, .le lit de matières en traitement, qui s'élève jusqu'au niveau de la ligne en pointillé 95. Les matières plus fines que les ouvertures du tamis peuvent .passer dans les cavités 90 des segments 83 de support de tamis.
Lorsqu'un segment de tamis 86 est entièrement .recouvert par les matières en traitement, la porte d'évacuation 89 est amenée en position d'ouverture par la coopération entre le galet 93 et une surface de came, éventuellement montée .sur un ressort, ce qui permet aux matières fines de sortir par la porte pour tomber, par exemple, dans une cuve d'eau de refroidissement.
Pendant que l'extré- mité avant 97 du segment de tamis 86 est encore recou- verte par les matières en traitement, la porte est libérée, en sorte qu'elle peut se former sous l'action de la char nière à ressort 91.
Ainsi, le dit des matières en traite ment empêche un libre passage -des gaz entre le four et l'atmosphère ambiante pendant la partie du tour où les parties fines :sont évacuées, grâce à quoi tout risque de perte .de gaz combustible, ide réoxydation -du fer métal lique en oxyde de fer ou d'un mauvais réglage de la composition de l'atmosphère du four est écarté.
Les segments de tamis 86 consistent généralement en un treillis fin supporté par des fils de raidissement sous- jacents de plus forte section, ou en uneplaque à perfo rations, lisse sur ;sa surface interne, et dont les perfo rations ont des bords vifs à angle aigu pour prévenir un colmatage des ouvertures du tamis.
Un dispositif m6ca- nique de décrassage du tamis, par exemple des vibra teurs électromagnétiques ou pneumatiques fixés aux seg ments de tamis, ou des jets de gaz à grande vitesse diri gés contre la surface externe des segments de tamis en des points espacés, peuvent aussi être employés si né cessaire. Tout l'ensemble est de préférence construit en un alliage métallique réfractaire, par exemple en acier inoxydable 310, afin qu'il puisse supporter les hautes températures.
Lorsque les matières fines ont été extraites du four, le reste des matières solides en traitement, consistant en pastilles et, ordinairement, en matières d'alliage et en fondants, passe par-dessus le bord 98 de l'étranglement 18, sur le côté aval duquel débute la zone de réaction gaz-solide-liquide, contenant le mélange des matières en partie .solides et en partie liquides. Afin d'éviter un ra mollissement et un collage des pastilles pendant leur passage par-dessus le bord 98 de l'étranglement 18, ce bord 98 est étroit, en sorte que les matières retenues dans le four le franchissent rapidement.
Pour éviter qu'il se forme dans le four une zone .dans laquelle le mélange n'a fondu que jusqu'au point de devenir collant, ce qui le ferait s'agglomérer et coller aux parois, l'angle d'inclinaison du four, la hauteur de d'ori fice de coulée 19 au-dessus du fond du four et la dis tance entre l'étranglement 18 et l'orifice de coulée 19 sont de préférence choisis de manière à maintenir une profondeur appréciable :de métal liquide contre le côté aval 99 de l'étranglement 18.
Ainsi, les matières solides en cours de fusion sont immergées dans un bain lubri fiant de métal liquide, ce qui prévient toute tendance de ces matières à adhérer aux parois du four en renouve lant leur revêtement de métal liquide et de laitier pen dant que le mélange solide-liquide est brassé par le mou vement de rotation de la paroi.
Le four comporte un brûleur 17 de construction spé ciale, destiné à fournir la chaleur nécessaire à la fusion et .à ajuster la composition du gaz au voisinage de la transition entre la zone de réaction gaz-solide et la zone de réaction gaz-solide-liquide. Ce brûleur peut être d'un type semblable à celui des autres brûleurs montés dans l'enveloppe, mais il comporte en plus un ou plusieurs conduits d'admission de combustible supplémentaires pour l'introduction d'un excès de combustible par rap port à celui nécessaire au chauffage,
afin de créer une atmosphère non oxydante au voisinage de la .section de tamisage et de refroidir, si nécessaire, les gaz chauds qui passent de la zone gaz-solide-liquide à la zone gaz solide. Les fig. 5 et 6 représentent en détail ce brûleur 17, monté à l'emplacement de la section :de tamisage et dirigé en partie vers la zone de réaction gaz-solide- liquide pour fournir le supplément de chaleur nécessaire à la fusion.
La chambre externe 33 du brûleur est fixée, au moyen d'une plaque de raccordement 105, à la cir conférence externe de l'un des segments de support de tamis 83. La cavité 106, comprise entre la surface interne du segment de support de tamis et le tube externe du brûleur, est de préférence remplie d'une matière réfrac taire.
Le combustible supplémentaire est amené par une conduite d'alimentation 100 commandée par une vanne, traverse le tube interne 101 du brûleur et est :dirigé, par un orifice d'éjection 102, contre une plaque déflectrice circulaire 103, de forme plate ou bombée, fixée au brû leur par des barres de fixation 104.
Le combustible est dirigé en direction approximativement radiale et est dis tribué presque uniformément .sur la circonférence du four, interceptant les gaz passant de la zone de réaction gaz-sodide-liquide à la zone de réaction gaz,solide, et réagissant avec ces gaz.
Ainsi, les gaz presque neutres ou faiblement réducteurs, et très chauds, provenant de la zone de réaction gaz-solide-liquide, réagissent en for mant les gaz plus fortement réducteurs et plus froids qui sont nécessaires dans .la .zone de réaction gaz-solide.
En plus de la chaleur fournie à la zone de réaction gaz-solide-@liquide par le brûleur 17 .pour aider à la fu sion, la source principale de chaleur pour les zones de réaction gaz-liquide et gaz-solide-liqui.de est fournie par le brûleur 22 (fig. 2), placé à l'extrémité de coulée du four dans l'orifice principal de coulée .du métal et dirigé vers l'intérieur du four et au-dessus de la surface du lai tier. Ce brûleur est visible en détail dans les fig. 10 et 11, représentant l'extrémité de sortie du four.
Comme ,le métal et le laitier se trouvent à une haute température, de l'ordre, par exemple, de 1650 C, et pour obtenir des taux de transmission de chaleur suffisamment élevés et un bon rendement d'utilisation du combustible dans la zone de réaction gaz-liquide, il est désirable que la tem pérature de la flamme d e ce brûleur soit élevée, de pré férence supérieure à 22000 C.
Pour élever la tempéra ture de la flamme, l'air de combustion peut être pré chauffé dans un échangeur :de chaleur séparé, ou il'peut être enrichi en oxygène. Les méthodes faisant appel à l'énergie électrique peuvent aussi être employées mais, comme ces méthodes sont très coûteuses, elles ne sont probablement pas désirables économiquement dans la plupart des régions.
Le combustible est un fluide, de pré férence liquide ou gazeux, et ;peut consister en gaz natu- rel, en gaz de four à coke ou en huile ide chauffage, ou encore en une matière carbonée finement divisée, entraî née et injectée.
L'air préchauffé ou enrichi en oxygène et le combustible sont amenés dans la chambre externe 111 du brûleur par un tuyau flexible 110 d'alimentation d'air et par un tuyau 115 d'alimentation de combustible. Le combustible et l'air sont maintenus séparés jusqu'au voisinage de l'orifice du brûleur, et le mélange et la combustion se produisent dans une zone de flamme al longée<B>116,</B> en avant de l'orifice -d'éjection du brûleur.
Pendant que le métal liquide et de laitier se' forment et avancent le long de la zone ide réaction !gaz-liquide, la paroi réfractaire en rotation @ exerce une action de mé lange continue augmentant ainsi les taux de transmission de chaleur des produits de combustion gazeux chauds au métal, augmentant les vitesses des réactions chimiques entre le métal et le laitier,
et combattant la séparation des constituants contenus dans le métal et dans le bain de laitier. Dans un tel four, duquel le liquide s'échappe en débordant par-dessus une ouverture resserrée, le lai- tier tendrait à traverser la zone :de réaction gaz-liquide plus rapidement que le métal, en sorte que la profondeur du-laitier serait insuffisante pour des réactions de raffi nage correctes.
Si, par exemple, .le niveau 107 du laitier et le niveau 108 du métal sont tels que représentés à la fig. 10, le débit du laitier à travers l'ouverture de cou lée 19, et par conséquent la quantité de laitier dans le courant de liquide coulé 109, peut être limité au moyen d'un barrage à laitier 119, réglable en position, qui res serre le passage limitateur de débit 120. Par ce moyen, on peut aussi éviter toute perte de fondant en augmen tant le temps de séjour moyen des constituants du lai tier dans la zone de réaction gaz-liquide.
Le barrage à laitier 119 peut consister en une matière réfractaire ou en une enveloppe de matière résistant à la chaleur refroidie par l'eau, et est réglable par dépla cement del'ensemble du brûleur. A cet effet, ,le brûleur est monté sur un chariot 139, comportant des roues 141 circulant sur des voies 138.
Pour régler la position axiale du brûleur, on modifie la distance entre un galet 142 et le chariot 139 par mouvement de patins 143 sur une voie 144, et en direction verticale par une rotation limi tée autour d'un pivot 128, ces mouvements étant effec tués au moyen de cylindres hydrauliques 140 ou d'un moyen mécanique équivalent. Le contact entre le galet 142 et le four peut être maintenu au moyen de contre poids fixés au chariot par un câble passant .sur des @ pou lies. Cette disposition permet également de retirer facile ment le brûleur du four, pour les réparations ou pour accéder à l'intérieur du four.
Pour empêcher le libre passage des gaz à- travers l'ou verture resserrée 19, un rideau d'obturation d'air ou de gaz, semblable en principe aux dispositifs 56, @57, 58 et 72, peut être utilisé. Un tuyau distributeur annulaire 122, alimenté en air ou en un autre gaz sous pression par un tuyau d'alimentation 126, est fixé à l'enveloppe externe du manchon à eau par un diaphragme annulaire.
Comme la zone de réaction gaz-liquide fonctionne normalement sous une pression légèrement inférieure à la pression atmosphérique, la fente annulaire 121 est dirigée suivant un angle aigu contre les parois internes de l'orifice de coulée, et les rencontre en -direction opposée à celle du courant d'air ambiant vers l'intérieur du four qui se pro duirait en l'absence de ce dispositif.
Si nécessaire, la surface interne de l'orifice de cou lée 19 peut être chauffée, pour prévenir toute tendance du laitier ou du métal à se solidifier et à adhérer à .la matière réfractaire, en dirigeant des brûleurs contre cette surface interne. De préférence, ces brûleurs sont placés de manière à chauffer un segment :
de l'orifice 19 qui est adjacent au courant -de métal 109, afin de chauffer la surface de la matière réfractaire juste avant son contact avec le métal liquide.
A titre de variante, la surface de l'orifice de coulée peut être chauffée au moyen de résis tances électriques noyées dans la matière réfractaire. Le tungstène, le molybdène et .le carbure de silicium sont des exemples de matériaux appropriés pour ces corps de chauffe, et la magnésie et l'alumine très pures pour la matière réfractaire -de l'orifice, dans laquelle :ces corps de chauffe sont noyés. Ces derniers peuvent être alimen tés en énergie électrique de manière connue, au moyen.
de brosses fixes en contact avec des bagues collectrices fixées à l'enveloppe du four et tournant avec celle-ci.
L1 peut aussi être désirable d'injecter des matières d'alliage et des fondants finement divisés, par exemple carbone, aluminium, carbure de calcium et ferrosilicium, sur la surface du laitier ou dans le bain de métal, pouf agir sur la composition du métal liquide. A cet effet, on peut utiliser une ou plusieurs lances d'injection 124, de construction connue et généralement refroidies par l'eau.
La matière à injecter est entraînée et injectée sous pres sion de manière connue au moyen de la lance à injec tion 124, pourvue d'un orifice d'éjection 125 qui peut être dirigé sur la surface du laitier ou être immergé dans le bain, à travers le laitier. Des additions par injection peuvent également être effectuées au métal liquide, après la coulée et avant le moulage.
La construction du brûleur est représentée en détail à la fig. 11, qui est une coupe transversale du brûleur 22 passant par le plan du barrage à laitier 119. Le com bustible fluide est amené à l'orifice du brûleur par un tube interne à combustible 112, et le gaz contenant de l'oxygène est amené le long d'un manchon à air 113 délimité par un tube à air 114. Afin de pouvoir être alimenté en air chaud, le brûleur comporte un espace annulaire isolant 117, qui s'oppose aux pertes de cha leur causées par l'eau de refroidissement circulant dans un manchon à eau 118.
L'eau fraîche est amenée à l'ori fice du brûleur par quatre tuyaux à eau 123, et elle re tourne par le manchon à eau 118. Le barrage à laitier 119 est fixé au tube externe du brûleur par :des pattes de fixation 129, et il est refroidi par de l'eau, amenée par un tuyau 132 (fig. 10) jusqu'à un orifice d'admis sion d'eau 137 et qui circule dans la partie tubulaire 131 du barrage jusqu'à un orifice de sortie d'eau 136.
L'ou verture 130 entre le barrage et le brûleur permet le pas sage de la lance d'injection 124, également refroidie par de l'eau circulant dans le manchon délimité par un tube extérieur 133 et un tube d'injection interne 134, l'eau fraîche étant amenée jusqu'à l'orifice de la lance par un tuyau 135.
Le métal liquide et le laitier peuvent être coulés en semble par débordement à travers l'orifice de coulée 119, et être séparés après la coulée dans un dispositif 20 de séparation du laitier (fig. 2) dont il existe plusieurs types connus. Le métal peut, d'autre part, être extrait du four par siphonage au moyen d'un tube de matière ré fractaire passant par le passage 130 et immergé dans le bain de métal. Dans ce cas, il peut être désirable de cou ler le laitier par intermittence et non pas continuellement. Le métal est transféré dans un récipient fermé par aspi ration sous un vide contrôlé, ou est siphonné .dans un récipient contenant du métal à un niveau inférieur à celui du bain 108.
<I>Exemple</I> L'exemple ci-:après illustre une mise en oeuvre du procédé selon l'invention pour la production continue d'un acier. C 1020.
Le procédé est conduit dans un four rotatif d'une longueur de 100 m, dont une section de 30 m forme les zones de réaction gaz-liquide et gaz-liquide-solide et une section de 70 m forme la zone de réaction gaz-solide, y compris 1,5 m pour la section de tamisage. Le diamètre interne du revêtement réfractaire est d'environ 3 m et les dimensions -des ouvertures du tamis sont 4 X 20 mm. Le four est incliné de 1,5,1 sur l'horizontale et sa vitesse de rotation, réglable, est de 1 t/mn.
La composition approximative et partielle des matiè res premières, en pourcentage des matières sèches, est la suivante
EMI0011.0001
Matières
<tb> Fe <SEP> Mn <SEP> SiO2 <SEP> A1203 <SEP> CaO <SEP> MgO <SEP> S <SEP> C <SEP> volatiles
<tb> Concentré <SEP> <B>.........................................................</B> <SEP> 67 <SEP> 0,5 <SEP> 2 <SEP> 0,5 <SEP> 0,3 <SEP> 0,2 <SEP> 0,04 <SEP> - <SEP> Chaux <SEP> hydratée.... <SEP> ............. <SEP> ..... <SEP> <B>.. <SEP> - <SEP> ......</B> <SEP> ... <SEP> . <SEP> - <SEP> - <SEP> 1 <SEP> - <SEP> 72 <SEP> 0,5 <SEP> 0,05 <SEP> - <SEP> Anthracite <SEP> <B>..... <SEP> ----- <SEP> _ <SEP> -------- <SEP> - <SEP> - <SEP> ---- <SEP> -----</B> <SEP> - <SEP> - <SEP> 7 <SEP> 4 <SEP> 0,2 <SEP> 1 <SEP> 0,5 <SEP> 82 <SEP> 4
<tb> Lignite <SEP> carbonisé....... <SEP> .. <SEP> .
<SEP> ... <SEP> _. <SEP> . <SEP> ... <SEP> .. <SEP> ..... <SEP> ........ <SEP> 1 <SEP> - <SEP> 4 <SEP> 1 <SEP> 5 <SEP> 1 <SEP> 4 <SEP> 68 <SEP> 15
<tb> Dolomie <SEP> <B>...................... <SEP> ....</B> <SEP> .<B>.............. <SEP> .....</B> <SEP> ... <SEP> ..... <SEP> - <SEP> - <SEP> 2 <SEP> 1 <SEP> 30 <SEP> 20 <SEP> 0,2 <SEP> - <SEP> Chaux <SEP> calcinée.<B>..........................</B> <SEP> ..<B>-------</B> <SEP> ......._. <SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> 95 <SEP> 1 <SEP> - <SEP> - <SEP> Ferromanganèse <SEP> <B>..........</B> <SEP> .<B>.....</B> <SEP> __<B>------</B> <SEP> ___<B>----</B> <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> 13 <SEP> 80 <SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> 7 <SEP> Carbone <SEP> .. <SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> ................................... <SEP> <B>- <SEP> ... <SEP> - <SEP> ------</B> <SEP> ......
<SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> 100 En plus des matières ci-dessus, des fragments de pastilles et d es résidus de charbon imbrûlé, séparés des matières fines, sont recyclés avec la matière :première. Les fines tombent directement dans une cuve d'eau de refroidissement, ce qui hydrate la dolomie en fines par ticules, puis elles sont soumises à une opération de sépa ration magnétique humide, pour la récupération des fragments de pastilles.
Les matières non magnétiques sont ensuite passées à l'état humide à travers un tamis de 0,5 mm d'ouverture, et les matières traversant ce tamis, consistant en dolomie hydratée, cendres et environ 10% du carbone résiduel, sont abandonnées. Le refus, consistant essentiellement en charbon résiduel imbrûlé, est réintroduit dans le four.
Les fragments de pastilles sont broyés et la matière broyée, avec du concentré frais, de la chaux éteinte et la matière magnétique contenue dans les poussières des gaz de combustion, sont pastillées dans un circuit de pastillage à tambour comprenant des tamis de 5 mm. On obtient ainsi des pastilles d'une gros seur comprise entre 5 et environ 15 mm.
Ces pastilles, l'anthracite et le charbon récupéré sont introduits directement dans l'extrémité .d'entrée du four, et le lignite carbonisé, la dolomie, la chaux calcinée, le ferromanganèse et le carbone sont introduits par des dis positifs d'alimentation à cuiller, :placés de long de l'enve- lop#pe du four.
La granulométrie et le débit d'alimentation des ma tières premières sont approximativement les suivants
EMI0011.0031
Granulométrie <SEP> Débit <SEP> d'alimentation <SEP> en <SEP> tonnes
<tb> Matière <SEP> en <SEP> mm <SEP> par <SEP> jour
<tb> Pastilles <SEP> . <SEP> .. <SEP> <B><I>5-15</I></B> <SEP> (a) <SEP> 500 <SEP> t <SEP> de <SEP> concentré
<tb> (b) <SEP> 36 <SEP> t <SEP> de <SEP> fragments <SEP> récupérés
<tb> (c) <SEP> 2,5 <SEP> t <SEP> de <SEP> chaux <SEP> hydratée
<tb> Anthracite <SEP> ................. <SEP> . <SEP> ......... <SEP> .. <SEP> 1 <SEP> - <SEP> 4 <SEP> 80
<tb> Lignite <SEP> carbonisé <SEP> <B>---------</B> <SEP> .. <SEP> ....... <SEP> 1 <SEP> - <SEP> 4 <SEP> 27
<tb> Charbon <SEP> récupéré.,,.-- <SEP> ......... <SEP> . <SEP> ....
<SEP> <B>0,5-</B> <SEP> 4 <SEP> 112
<tb> Dolomie <SEP> <B>....... <SEP> ...................</B> <SEP> .... <SEP> . <SEP> <B>----- <SEP> 0,5-</B> <SEP> 2 <SEP> 20
<tb> Chaux <SEP> calcinée.... <SEP> .. <SEP> <B>__ <SEP> ----</B> <SEP> .... <SEP> . <SEP> .. <SEP> .... <SEP> 10-40 <SEP> 28
<tb> Ferremanganèse <SEP> ...... <SEP> ........... <SEP> ... <SEP> 10-40 <SEP> 3
<tb> Carbone <SEP> ............. <SEP> ...........<B>........</B> <SEP> ..<B>-------</B> <SEP> 10-40 <SEP> 3 Le four est chauffé avec environ 60 000,m3 de gaz naturel et 850-880 000 m3 (pression et température -nor males) d'air par jour.
L'air est préchauffé à 5000 C dans un échangeur de chaleur métallique, au moyen de la cha leur contenue dans les gaz de combustion. La tempéra ture maximum des solides dans la zone de réaction gaz- solide est de l100 C et la température de l'acier liquide coulé est d'environ 16501, C.
L'acier liquide est partiellement désoxydé par injec tion dans le four, au moyen d'une lance traversant l'ori fice de coulée, de 1,5 kg/t de ferrosilicium finement di visé entraîné dans de l'argon. La désoxydation finale est effectuée au moyen -de fil d'aluminium introduit à raison de 0,15 kg/t dans la coulée de métal.
La production est d'environ 330 t d'acier et 50 t de laitier par jour, l'acier ayant la composition suivante 0,20 % de carbone, 0,52 % de manganèse, 0,03 % de soufre, 0,008 % de phosphore et 0,
14 % de silicium.
The present invention relates to a process for manufacturing ferrous metal, that is to say metal containing iron, and more particularly to a process for the continuous manufacture of steel and steel. the smelting of iron and other ferrous metals, in the liquid state, directly from iron ore or concentrated iron ore.
The known methods of treating iron ores with a view to obtaining iron alloys of well-defined composition generally comprise two separate processing operations; firstly a reduction treatment, resulting in an iron containing unwanted impurities; second, a refining treatment removing unwanted impurities from the impure iron and during which the alloying components necessary to obtain the desired product are added.
The product of the reduction operation is ordinarily a liquid iron produced in a blast furnace or an electric reduction furnace, or sponge iron produced in a solid state by a direct reduction process. Cast iron generally contains carbon, silicon, manganese, phosphorus and sulfur, and sponge iron usually contains residual iron oxide and gangue constituents, that is, impurities whose content must be reduced to the desired value by the subsequent refining process.
Among the known refining processes, there may be mentioned the Siemens-Martin process, the various converter processes, the rotary kiln processes and the direct electric arc furnace process for the production of steel the manufacture of cast iron cupola iron and electric induction, direct arc and indirect arc furnace processes for the manufacture of various iron alloys. These processes are generally carried out on a batch basis and, in addition to the smelting of iron and sponge iron, the feedstock includes scrap iron, steel and other iron alloys.
The present invention. is aimed at a process in which the reduction and the refining are combined in an operation carried out in a continuous succession of: stages, and which is capable of producing a wide variety of ferrous alloys, in particular smelting iron, special iron alloys and steels directly from ore or concentrated ore.
The process according to the invention comprises the following operations (a) introducing, into a gas-solid reaction zone, formed pellets, containing iron oxide, and solid pieces of a reducing material,
the lower limit of the size of said pellets and the upper limit of the size of said pieces being chosen with respect to each other so that reducing material can be separated in size from said pellets after heating and reaction in said gas / solid reaction zone of a feed containing said, pellets and said pieces;
(b) said mixture is continuously advanced through the gas-solid reaction zone, so that it reacts at an elevated temperature until most of the iron contained in the pellets has been reduced to metallic state, (c) removed from the reaction zone. gas-solid fines comprising the reducing material not consumed with small fragments of pellets possibly produced by disintegration of the pellets;
(d). the mixture of retained coarse materials, including pellets, is continuously advanced into and through a gas-solid-liquid reaction zone containing a mixture of partially molten process materials in contact with hot gases, raising the temperature in said gas-solid-liquid reaction zone until the coarse materials have melted, thereby forming two liquid phases consisting of slag and metal in close contact;
(e) these two liquid phases are continuously introduced into a gas-liquid reaction zone containing a mixture of liquid materials being treated in contact with hot gases <B>; </B> (f) continuing gas-liquid reactions and heating in the gas-liquid reaction zone until a liquid ferrous metal of the desired composition and temperature is obtained;
and (g) the liquid ferrous metal and slag are removed from the gas-liquid reaction zone, heat being supplied directly to each of the gas-, liquid, gas-solid-liquid reaction zones and gas-solid to the extent necessary to maintain the desired reaction temperatures in the zones.
The method according to the invention can be implemented advantageously in an installation. rotary kiln. A preferred implementation of the present process, in a single rotary kiln, is described in detail in the remainder of this disclosure.
In general, the apparatus used consists of an elongated rotary kiln, lined with a refractory material and to which is incorporated a tami-sage device at an intermediate point of: its length, for the separation between the fine materials and the coarse materials, the fine materials being conducted to a location outside the oven and the coarse materials being retained in the oven for subsequent treatments.
The apparatus further comprises feed means for the introduction of solids at the inlet end of the furnace and at intermediate points along its length, and burners by means of which a fuel and a gas containing. oxygen are introduced into the furnace at points appropriately distributed along its length, which provides, by combustion of the fuel, sufficient heat to melt the retained coarse materials and transform them into liquid metal and slag, and to heat liquid metal and slag until the desired composition and temperature for the metal is obtained.
The furnace also comprises pouring orifices for the liquid metal and the slag and a means @ for regulating @ the flow rate of pouring of the slag, as well as devices for closing off the various orifices -of the furnace, preventing leaks. excess gas.
The appended drawing represents, by way of example, an apparatus for a particular implementation of the process according to the invention.
Fig. 1 is an overall diagram of the process.
Fig. 2 is a schematic elevational view, partly in section, of the apparatus.
Fig. 3 is a longitudinal section of a detail of the apparatus.
Fig. 4 is a similar section of a variation of this detail.
Fig. 5 is a longitudinal section of another detail of the apparatus.
Fig. 6 is an end view, .partially in section, of the detail shown in FIG. 5.
Fig. 7 is an elevational view and partially in longitudinal section of another detail of the apparatus, comprising a device for feeding solids into the inlet end of the furnace.
Fig. 8 is a cross section of the apparatus, at the discharge location of the supply device shown in FIG. 7. FIG. 9 is a longitudinal section of another detail of the apparatus.
The fi-. 10 is an elevational view of another detail of the apparatus.
Fig. 11 is a cross section of the detail shown in FIG. 10.
If we refer to fig. 1, on. can see that the preparation of pellets of a selected minimum size is an essential feature of this process. The preparation of the material containing .de iron oxide is generally carried out by crushing and grinding an iron ore, then concentration by known methods, in order to increase the content of iron oxide and decrease that. gangue and other unwanted impurities. The concentrate is then re-agglomerated into pellets of the desired grain size.
With some rich ores the concentration phase may be omitted, or a sieved crude ore may be used directly as the raw material for the process, in which case the term iron oxide-containing pellets as used herein. exposed would also apply to sifted pieces of ore. As another possible source of pellets for the present process, there may be mentioned the tailing of a process for the separation of any other metal or mineral, concentrated and agglomerated into pellets of the desired particle size.
To avoid excessive volumes of slag in the gas-liquid reaction zone and to decrease the tendency of the pellets to soften and become sticky in the gas-solid reaction zone, it is generally desirable that the iron content be. at least 65% by weight in the ore or in the concentrate before agglomeration. By fine grinding of the ore, the finely divided iron oxide can be freed more completely from the gangue, thereby obtaining a concentrate with a higher iron content.
As fine grinding also facilitates the agglomeration of the concentrate into pellets and increases the strength of the pellets, the ore or concentrate is most often ground to a fineness such that, for example, at least 75% of the particles have minimum dimensions. less than 0.04 mm.
Fluxes for adjusting the composition of the slag in the gas-liquid reaction zone of the process can be added to the concentrate or fine ore prior to pelletizing. These additions, made in a finely divided form prior to pelletizing, can also act as a binder for the pellets, increasing their strength and countering their possible tendency to break up into fine particles as they pass through the reaction zone. gas-solid. Among the fluxes that may be mentioned, by way of example, are limestone, dolomite, calcined lime, slaked lime and bentonite.
Determined amounts of materials for forming the components of the liquid ferrous alloy may also be introduced into the pastes. Among these materials, there may be mentioned elements such as manganese, silicon, chromium, mo, lybdenum and nickel, added in the form of metal, alloy, mineral or concentrate, in the finely divided state.
In the manufacture of the pellets, which can be carried out in a conventional apparatus, for example a rotary pelletizing drum or disc, the moisture content must be kept within well-defined limits, so that the pellets formed have dimensions and properties. physical as uniform as possible. The wet leaves can be harshly treated in the process or they can be pre-dried or roasted in an oxidizing atmosphere in order to drive out sulfur or other impurities or to increase their strength and improve their storage characteristics. and handling.
In some cases, heat can be saved by using the toasted pellets directly in the process, without cooling them.
The pellets, carbonaceous material and sulfur-absorbing material are introduced into the process mixture which is in the gas-solid reaction zone, generally all together at the inlet end of the process, although that varying proportions of the carbonaceous material and the sulfur-absorbing material can be introduced at a later stage, at intermediate locations along the gas-solid reaction zone.
All or almost all of the carbonaceous material and sulfur-absorbing material not consumed by the reactions which take place in the gas-solid zone, is removed from the gas-solid reaction zone before the mixture enters the process. in the gas-solid-liquid reaction zone. The carbonaceous material and the sulfur-absorbing material should be clearly distinguished from the materials introduced into the process mainly for the purpose of forming a liquid metal and a slag of the desired composition in the gas-liquid reaction zone.
By <c fluxes is meant all the solids added mainly to form the constituents of the slag and to influence the chemical reactions, the fluidity and the composition of the liquid slag, as opposed to the sulfur-absorbing materials, and by materials d Alloys all solids added primarily to alloy with the liquid metal or to deoxidize the metal.
Thus, the carbon-containing materials added primarily for the purpose of deoxidizing the liquid metal or lowering the carbon content thereof form part of the alloying materials, and not part of the carbonaceous material. it is also understood that the alloying materials and fluxes added to the iron oxide-containing material, as constituents of the pellets, are to be considered as part of the alloying materials and fluxes introduced into the mixture Processing.
The carbonaceous material which is added primarily as a solid fuel for heating and for the reduction to metallic iron of the iron oxide contained in the pellets, generally consists of coal, incompletely burned coal or coke. When it is introduced at the inlet end of the process, it is preferable that the carbonaceous material is poor in volatile matter, that it does not agglomerate and that the softening temperature of its ash is high.
The sulfur absorbing material, added to prevent sulfur contamination of the pellets as they pass through the gas-solid reaction zone of the process, consists primarily of limestone, CaCOI, or dolomite, CaMg (CO.i) 2. Dolomite is generally preferred over limestone. due to its greater resistance to disintegration.
The choice and maintenance of the appropriate particle size of the raw materials are essential features of the present process. The pellets preferably have a size of between about 5 and 15 mm. Wider size limits are permissible, but they are generally in the range of 3 to 25 mm in size.
These limits are preferred because they allow to combine the advantages of good solidity, rapid reaction, absence of tendency to stick and agglomeration at high temperatures, low gangue capture. and other impurities by the surface of the pellets, and resistance to breakage and disintegration during passage through the gas-solid reaction zone. Since separation of the pellets by grading is effected at an intermediate stage of the process, it is also desirable that a major and substantially constant portion of the pellets have a size exceeding a selected minimum.
For example, the particle size of the pellets could be chosen and maintained so that 96% plus or minus 2% of the pellets are retained on a sieve.
of 5 mm opening, which dimension would then be considered as being the minimum limit, chosen for the size of the pellets.
The upper limit on the size of the solid pieces of carbonaceous and sulfur-absorbing material can be based on the minimum limit chosen for the pellet size. When no significant change in the ratio of the dimensions of the pellets to pieces of carbonaceous and sulfur-absorbing material occurs within the gas-solid reaction zone, the maximum size chosen for the pieces of carbonaceous material and absorbent material is not more than the minimum size chosen for the pellets. However, changes in the size relationships can occur in the gas-solid reaction zone.
For example, the size of the pellets can increase by 20% on average and the size of the carbonaceous material can decrease by 5% on average,
in which case pieces of carbonaceous material larger than the minimum portion size would be completely removed from the gas-solid reaction zone by classification separation. The choice of the grain size of the raw materials therefore also depends to some extent on their tendency to increase or decrease in size during processing.
As another factor influencing the choice of particle sizes of carbonaceous material and sulfur absorbing material, there may be mentioned an increase in dust losses when very fine particles are employed, and in in the case of the sulfur-absorbing material, the possibility of a greater tendency of the fine particles to adhere to the pellets, which has the consequence of contaminating them with sulfur. Preferably, the materials introduced directly into the process mixture are not finer than about 0.5 mm in minimum size.
Since the amount of sulfur absorbed per unit weight of sulfur absorbing material decreases as the size of the pieces increases, the optimum size of the pieces may be within narrow limits, for example between 0.5 and 2 mm.
In summary, the preferred sizes of the pellets are between 5 and 15 mm, those of the carbonated material are between 1 µm and the lower limit chosen for the size of the pellets, and those of the sulfur absorbent material are between 0.5 and 2 mm.
It is particularly important to ensure that the pellets are not smaller than a selected minimum size, and that the pieces of the carbonaceous material are not larger than a selected maximum size so that the carbonaceous material can. be separated almost completely from the pellets by particle size separation at an intermediate stage of the process. In some cases, it may be desirable to use a finer carbonaceous material and a sulfur absorbing material than indicated above, for example when a finer material costs significantly less.
The proportion of carbonaceous material introduced is preferably sufficient so that, when most of the iron contained in the pellets has been reduced to the metallic state in the gas-solid reaction zone,
there remains an excess of solid carbon of at least 10% and preferably at least 15% of the weight of the pellets in the mixture.
This proportion, which depends on the type of carbonaceous material used, is generally between 40 and 80% of carbonaceous material, relative to the weight of the pellets introduced. The proportion of sulfur-absorbing material can vary between 0 and 10% of the weight of the pellets, and depends on the sulfur content of the carbonaceous material and the pellets, and also on the maximum admissible sulfur content in the liquid metal.
In the gas-solid reaction zone of the process, moisture is vaporized and volatiles are given off from the carbonaceous material, while the temperature of the mixture is increased by the heat supplied by the hot gases. During the subsequent heating, the iron oxide contained in the pellets is successively reduced from the state of Fe.03 to the state of Fe304, then to the state of FeO and finally to the state of metallic Fe, essentially by reaction with carbon monoxide,
hydrogen and other reducing gases formed mainly in the gas-solid reaction zone. Gaseous carbon dioxide, CO., Is usually released from the sulfur-absorbing material, leaving the solid calcium and magnesium oxides, CaO and Mg0, which can then react and combine with the sulfur released by the gasification of solid carbonaceous matter.
So that the gas-solid reactions continue until the reduction to the metallic state of the iron contained in the pellets, the mixture is heated to a temperature between 870 and 1260 C, preferably between 982 and 1204, 1 C. In general, this temperature is maintained more or less constant for a period of more than 10 minutes and up to several hours, the time and temperature of the treatment depending mainly on the reactivity of the carbonaceous material, the physical and chemical constitution of the pellets and their desired metallic iron content.
The mixture is continuously advanced along an elongated gas-solid reaction zone, so as to achieve a continuous relative movement between the pas tilles and: the pieces of carbonaceous material, which counteracts any tendency of the particles forming, the mixture to stick to each other and clump together. A substantial fraction of the heat required to heat the mixture and to maintain it at the reaction temperature is provided by the introduction of a gas containing oxygen, generally air,
at spaced points along the gas-solid reaction zone. This air produces heat by reaction with the carbonaceous material present in the mixture, and also with the combustible gas given off by the mixture bed, this combustible gas and the products of combustion generally flowing against the current. with respect to the direction of advance of the load. Additional heat can be supplied by preheating the air thus introduced, by the heat recovered from the fumes leaving the process inlet end, by means of a heat exchanger.
The hot gases emitted from the gas-solid-liquid reaction zone and flowing countercurrently to the direction of advance of the materials, also constitute a source of heat for the gas-solid reaction zone. Any additional heating that may be required may be provided by an external source, at points spaced apart along the gas-solid reaction zone, for example by admitting at these points a gaseous or liquid fuel with a quantity of a gas. containing sufficient oxygen for fuel combustion.
Coal, incompletely burned coal, or low temperature coking coke, which contains a high proportion of volatile matter and which in many areas is cheaper and easier to obtain than fuels low in volatile matter, can be used most effectively, when introduced into the mixture at one or more intermediate points along the gas-solid reaction zone. The volatiles evolve in a gaseous state during heating and burn with the oxygen-containing gas as it flows towards the inlet end of the process, the heat thus produced being used to. heating and for maintaining the reaction temperature.
Another advantage of this procedure is that a relatively small amount of a highly reactive material accelerates the iron-producing reactions, thus reducing the time required at high temperature and increasing the maximum productivity achievable in a given installation. In case the sulfur content of the pellets or of the carbonaceous material is high, it may also be advantageous to add additional sulfur absorbing material together with the late introduced carbonaceous material, the particles of these materials being all substantially within the size limits defined above for the carbonaceous material and for the sulfur-absorbing material.
Like carbonaceous material and sulfur-absorbing material, alloying materials and fluxes are generally introduced into the mixture along the gas-solid reaction zone, in order to influence the chemical properties. slag and metal in the subsequent gas-liquid reaction zone of the process.
It is thus possible to add pieces of ferromanganese, ferrosilicon, ferrochrome, metallic nickel, limestone, dolomite and carbon in the form of a carbon alloy, baked carbon or graphite. Obviously, in case they are added before the separation of the fine materials, these added materials should be in the form of fragments of a size at least equal to the lower limit: of the size of the coarse materials, so that they are not eliminated.
These additions can also be made after removal of fines at a later stage of the process, in which case the lower limit of the particle size of the added material is less important. However, from the following description of an apparatus for carrying out the present process, it will be seen that the addition of large amounts of material to the process after the removal of fines would be difficult to achieve in practice. convenient.
When the iron oxide in the pellets has been largely reduced to the metallic state, the fine materials are removed from the gas-solid reaction zone. These removed materials include most or all of the carbonaceous material and sulfur absorbing material not consumed, with small pellet fragments possibly produced by disintegration of the pellets.
After being removed, these fine materials are usually cooled under a non-oxidizing atmosphere or quenched with water, and the incompletely burnt carbon and pellet fragments are recovered by wet sieving and magnetic separation. The incompletely burned good char is ordinarily returned to the gas-solid reaction zone, preferably after separation of the very fine particles by sieving, and forms a substantial proportion of the carbonaceous material present in the mixture being processed.
The pellet fragments can be reground and added to the ore or concentrate before pelletizing, and thus be reintroduced into the product as part of the pellets; or can be used as such or after briquetting, as a raw material for other furnaces for the manufacture of steel or cast iron; or they can also be used for other metallurgical operations, for example the cementation of copper.
Particles of sulfur-absorbing material, which usually consist of lime or very fine hydrated dolomite, are generally discarded because they contain a lot of sulfur and are of little value.
The coarse materials, including the pellets, alloying materials and fluxes added before the fine materials are removed, are retained: for the rest of the process, during which they are heated and reach a gas reaction zone. sodid-liquid, containing a partially molten mixture in contact with hot gases, and in which this mixture is heated until the fusion is complete, which gives rise to two liquid phases in close contact, a top layer of slag and a lower layer of liquid ferrous metal, these two liquid phases then being introduced into a zone:
gas-liquid reaction. The heat necessary for the fusion is preferably provided in part by the hot gases emitted by the gas-liquid reaction zone and flowing countercurrently to the advance of the partially molten material, and in part by combustion between a fuel and a gas containing oxygen, introduced directly into the gas-solid-liquid reaction zone. It would also be possible to introduce heat by means of sources placed at spaced points along the gas-solid-liquid reaction zone but,
as emerges from the description of an apparatus for carrying out the present process, the high temperature of the liquid metal makes such an arrangement difficult to achieve in practice. Alloy materials and fluxes could also be added directly to the gas-solid-liquid reaction zone, but it is easier to add them to the gas-solid reaction zone.
It should be understood that the expression gas-: liquid reaction zone implies the existence within this zone of liquid-liquid and gas-gas reactions, as well as gas-liquid reactions. Likewise, reactions involving only solids and gases take place in the gas-salid reaction zone. The expression gas-.solid therefore implies only that the physical state of the main phases present in the materials being treated is solid or gaseous,
and the expression gas-liquid whether it is liquid or gas. In the transition zone where fusion takes place, gases, liquids and solids are simultaneously present.
The nature of the gas-liquid reactions and the composition of the metal produced are: mainly determined by the quantity and composition of the materials retained which, after melting, form the constituents of the liquid metal and of the slag.
Although iron oxide could still be reduced to metallic iron after removal of the carbonaceous material, either in the solid state by means of a reducing atmosphere or in the liquid state by means of a reducing atmosphere. reducing slag, a precise action on the composition of the finished metal is facilitated by a high degree of metallization of the iron contained in the pellets. It is appropriate that the percentage of iron in the metallic state is as constant as possible, and preferably: greater than 95%.
The amount and type of flux present determines the basicity and fluidity of the slag; the amount and type of alloying materials determine the composition of the alloy and the degree of oxidation of the slag and the metal. A final adjustment of the metal composition can be made by additionally introducing alloying materials and fluxes directly into the slag and liquid metal, usually in finely divided form and near the exit end of the gas-liquid reaction, or after the exit.
In the preferred implementation of the present process, the gas-solid-liquid and gas-liquid reaction zones are very long relative to their cross section. The retained materials are subjected to continual agitation as they continuously advance along these areas.
By this agitation heat transfer and chemical reactions are accelerated, segregation and inconsistency of movement of the mixture along these areas are avoided. Thanks to the maintenance of a continual flow of materials along these zones, several stages of the .process are carried out simultaneously, which avoids accumulation or conservation operations requiring:
containers and transfer equipment used for short periods at capacities considerably exceeding the average output of the process.
Preferably, much of the heat required for the gas-liquid reaction zone is provided by a high temperature heat source, placed near the point of exit of the metal and slag.
The high temperature can be obtained by: combustion of a fuel with air: preheated, possibly enriched with oxygen, or by means of electrical means for raising the temperature of the flame. The combustion products flow against the direction of the direction. advance of the liquid metal and slag, through the gas-liquid reaction zone and into the gas-solid-liquid reaction zone. A supplement :
heat could be provided at spaced points along the gas-liquid reaction zone, but it is obvious that such heating is difficult to achieve in conjunction with the action of mixing and stirring.
The liquid metal and the slag are generally heated to a temperature between 1260 and 17050 C before casting, the temperature depending on the nature of the metal and its subsequent use. It is preferable that the metal is continuously cast.
The slag pouring can be limited by means of an adjustable barrier obstructing the slag pouring orifice, which makes it possible to act on the thickness of the layer of slag, liquid in contact with the metal inside of the gas-liquid reaction zone. Liquid metal and slag can be poured together and separated after pouring; or the metal can be withdrawn separately by siphoning, or withdrawn separately from the gas-liquid reaction zone at regular intervals.
The metal can be cast directly after separation from the slag, or it can be cast in an oven or ingot mold to be subsequently cast into molds, or it can be continuous cast.
Fig. 2 shows a rotary kiln for implementing the method described above. The body of this furnace is formed by a cylindrical steel casing which, except for a relatively small area, at the location of the sieving section 13, is lined with a refractory material 5.
This refractory liner may consist of several layers, for example an inner layer of a robust material which is resistant to heat, abrasion and chemical attack, and an outer layer, adjacent to cylinder 1, consisting of a mat. insulating material, preventing @deheat leakage from the interior of the oven to the outer wall, and therefore into the atmosphere.
The furnace is entirely supported by rings 3, resting on rotary furnace journals of the usual type, mounted on supports 2, and is driven in rotation at a determined number of revolutions per minute, by a motor and a train of reduction gears, the last of which meshes with a ring gear 7, fixed to the furnace casing. The latter is generally inclined on the horizontal hori zontal, so that the treated materials flow by gravity from the inlet end towards the casting end during the rotation of the furnace.
Only solids 9 are contained in the gas-solid reaction zone, which extends between a feed device 6, at the inlet end, and a point on the downstream side of a constriction 18, where the gas-solid-liquid reaction zone begins, which contains solid and liquid processing materials 12. The gas-liquid reaction zone, which extends to the neck orifice 19, contains only liquid processed materials 15. The slag and the metal can be separated from each other after casting by a slag separator 20.
In practice, only the coarse materials are retained in the gas-solid reaction zone and progress to the gas-solid-liquid reaction zone, while the fine materials are discharged through the sieving device 13 and are . collected in a container 14.
A feeder 11, for the carbonaceous material and the sulfur-absorbing material, and a feeder 16, for the alloying materials and the fondants, are provided for the introduction of the solids into the material. the mixture in process, at intermediate points along the gas-solid reaction zone. The fuel and gas containing oxygen, necessary to maintain:
desired temperatures and the desired gas composition within the zones are introduced into the gas-liquid reaction zone by a casting end burner 22, into the gas-solid reaction zone. liquid by a burner 17, and at spaced points along the gas = solid reaction zone by burners 10.
The combustion gases are evacuated, through the head 8 of the furnace, supported by a cable 4, into a suitable evacuation channel, under suction controlled by usual means, for example a forced draft fan and adjustment louvers flow rate, not shown. A taphole 21, for the discharge of the metal and the slag contained in the liquid gas reaction zone, is also provided.
Although the furnace can be of varying length and diameter, lengths of 60 to 120 m and casing diameters of 3 to 5 m can be given as an example for an industrial installation. The diameter can also vary along the furnace, for example the diameter of the gas-liquid reaction zone could be smaller than the diameter of the gas-solid reaction zone, in order to decrease the amount of metal contained in the furnace. liquid state and decrease the residence time of the liquid metal in the furnace. The furnace body may be in one piece, or it may be formed by joining two or more separate sections.
The refractory lining along the gas-liquid reaction zone is of a material known in steel for its resistance to liquid metal and slag. Mixing screens or partitions, anchored within the gas-solid reaction zone, can be used to accelerate the transfer of heat between gases and solids, as is the case in some kilns and dryers. known rotary machines.
These baffles can also serve to maintain an intimate mixture between the various fragments of the materials forming the mixture being processed or to aid the advance of the solid mixture along the gas-solid reaction zone.
The most satisfactory angle of inclination of the axis of the furnace to the horizontal horizon is probably between 1 and 20, although a furnace having screens intended to advance the load along the zone of. gas-solid reaction could be horizontal. The speed of rotation is generally between 0.25 and 2 rpm, and is preferably 1 rpm.
The mixture of raw materials is introduced into the furnace by means of the feeder 6, and continuously advances, under the influence of gravity and the rotation of the furnace, along the gas-solid reaction zone, in which it is heated, and it reacts in the solid state. The rotary movement of the oven walls also ensures mixing and continuous movement between the pieces inside the bed, which fights any tendency of the pieces to stick to each other and clump together,
and contributes to the uniformity of the transmission of: heat and chemical reactions between the gases and the charge. Determined amounts of an oxygen-containing gas, usually preheated air, and a fluid fuel are introduced as necessary into the furnace at spaced points along the gas-solid reaction zone, by means of the burners 10.
The trusted. 3 shows a burner mounted in the casing, intended for the introduction of a fuel and a gas containing oxygen into the furnace. The air supply is via pipes 23 and the gaseous fuel supply is via pipes 24, provided with individual control valves for each burner and which are attached to the casing of the furnace and rotate with it. The outer tube 27 of the burner, formed of a refractory alloy, passes through an opening 26 made in the metal casing and the refractory lining of the furnace.
The outer chamber 33 of the burner is attached to the furnace casing by its flanged end 25, by means of bolts or screws, which also have the function of holding the outer tube 27 of the burner securely in place. To allow easy disassembly of the burner when repair or replacement is required, the air ejection section 31 is secured to the outer tube 27 by flanges 34, comprising bolts or screws. The inner tube 32 and the gas ejection manifold 30 are centered inside the tube 27 and the air nozzle 31, by means of centering rings 28 and 36, respectively.
To avoid clogging by the materials being processed, to ensure a uniform distribution of the flame around the periphery of the furnace and to avoid a direct impact of the flame on the walls of the furnace, the burner settings are adjusted. preferably located in the vicinity of the axis of the furnace and are directed along this axis. The burner shown in fig. 3 projects a flame in both directions, countercurrent and cocurrent, with respect to the general direction of the gases inside the furnace.
Among the advantages of the bidirectional flame are a slower flame speed, which reduces the possibilities of a direct impact of the flame on the walls of the furnace, and an increase in the turbulence of the gases inside. oven, which has the effect of accelerating the gas-solid reactions.
A variant of a burner with a unidirectional nozzle is shown in fig. 4. This variant is otherwise similar to the burner shown in FIG. 3 and can be oriented in either direction of the axis. A burner consuming liquid fuel for them would be similar, except that it would include a fuel atomization nozzle of the same type as those used in known oil burners.
The oven must be able to allow precise temperature adjustment. The temperatures are measured by means of thermocouples which pass through openings made in the furnace, these thermocouples being connected to temperature recorders by means of rotating slip rings, which are in contact with stationary brushes. These devices being well known, they have not been shown. The individual valves for adjusting the flow rates of fuel and air in the burners, not shown, are adjusted as a function of the temperature readings.
Fig. 7 shows the head of the furnace, with the feeding devices. A fluid fuel, for example natural gas, coming from an external source via a fixed flexible pipe 37, passes through an annular distributor, coaxial with the furnace, comprising one or more conduits 45, a fixed part 38, integral with the fixed head 41 of the furnace, and an annular distributor duct 46, coaxial with the furnace and located in a rotating part 39. At the outlet of the duct 46, the fuel passes through the rotating unions 40 to enter the pipes 24 supply of the fuel burners, which also rotate with the furnace.
A seal, between the fixed and rotating faces, which prevents leakage of fluid fuel out of the distributor, is formed by two coaxial seal surfaces, an internal seal surface 42 and an external seal surface 43, these surfaces being grooved and continuously receiving a sealing grease. Uniform pressure can be maintained between these joint surfaces by means of cables 4, fixed to the head 41 of the furnace and to counterweights, and passing over a system of pulleys, not shown. These greased seal faces are cooled by a water sleeve 44, fitted inside the fixed part of the head.
The oxygen-containing gas, for example air, is preferably preheated by passing through a heat exchanger, which allows up to 75% of the heat contained in the gases leaving the air to be transferred to the air. oven. The preheated air is brought via a fixed flexible pipe 47 into a fixed part 48, then passes through a rotating part 49, connected to a rotating axial tube 50 which passes through an opening 55 of the head of the furnace without get in touch with her. and which terminates in a rotary annular duct 68 for distributing the air, mounted on the outer surface of the casing of the furnace and rotating with the latter, the air leaving this duct entering into rotating air pipes 23.
The seal between the fixed part and the rotating part is achieved by means of grooved and lubricated surfaces 51, cooled by a water sleeve 52, or by equivalent known sealing means.
To ensure that the required uniform contact pressure is maintained between these sealing surfaces, the fixed part 48 can be suspended by a system of cables and counterweight similar to the system used for the furnace head, or it can be suspended. mounted on rollers which run on tracks parallel to the axis of the furnace, the pressure necessary for sealing the joint. being created by pulleys and counterweights or by springs. The axial tube 50 is held in: its central position inside the furnace by means of a support bar 53, and outside the furnace head by means of rollers 54 adjustable in position.
Any leakage of gas or air through the furnace head opening 55 is prevented by a shutter curtain 56 of air or other high velocity gas. This gas curtain is emitted by an annular distributor pipe 57, supplied with air or another pressurized gas via a compressed gas supply pipe 72. The annular distributor 57 surrounds the rotating tube. axial 50 and. is pierced with a continuous slot 58 of adjustable width, which could be replaced by a multiplicity of closely spaced nozzles, and which is directed inwardly and against the outer surface of the axial tube 50.
As the combustion gases which are inside the furnace head circulate at an appreciable speed in a direction tending to force them out through the opening 55, a possible leak would occur to the outside. Therefore, the high velocity shutter gas, while being directed inwardly against the furnace axis, is also directed towards the casting end of the furnace, at an acute angle to the furnace. the axis of the furnace. In addition to the preheated air admitted by means of the above-described device, it may be desirable in certain cases to introduce: air into the oven by means of fans mounted on the casing of the oven and rotating with it: this.
A non-turbulent flow of the combustion gases exiting the furnace can be maintained by means of a conical section 59 of refractory material and a bare retaining ring 60, attached to the end of the furnace casing. To avoid excessive heat loss through the furnace head, the latter is preferably: lined with an insulating refractory lining 61. When preheated air is used, the air distribution duct 68 and the air hoses 23 which run along the furnace casing should also be insulated.
A tight connection between the freely suspended furnace head 41 and the fixed gas discharge duct 62 is provided by means of a water seal 63.
When the pellets are introduced into the oven in the wet state or dried after pelletizing, without intermediate curing by roasting, they are very sensitive to impact. Handling these pellets without precaution before and during loading may cause the pellets to break or weaken, which causes them to disintegrate into fines during their passage through the gas-solid reaction zone and has the consequence that they pass through the screen with excess carbonaceous material and sulfur absorbing material and are thus removed.
Such disintegration can be combated by limiting the maximum drop height of the pellets at the transfer points, during their transport and their introduction into the furnace, preferably to a maximum value of about 15 cm, and certainly less than 30 cm.
A smooth introduction of raw materials, in particular pellets, is obtained by means of a rotating feed tube 64. This feed tube is held with hard friction releasable in a sleeve 65, rotatably mounted in a roller bearing 69 66, so as to prevent radial and axial movement of the supply pipe during operation. The bearing 69 is mounted on a bracket 67, fixed to the head of the furnace.
The feed tube 64 is rotated, preferably at a variable and adjustable speed: by a motor 70, connected to gears 73 or to another suitable drive link. The feed tube passes through the wall of the furnace head through an opening provided with a gas or air curtain shutter device 71, similar to the shutter device 56, 57, 58 and 72 intended to seal. the passage opening for the furnace air supply pipe. The raw materials are introduced into the feed tube 64 by means of a conical passage (not shown) inclined at an angle a little greater than the friction angle or angle of repose of the materials.
To avoid an imbalance of the entire head of the furnace, which would result in a lack of equal pressure around the circumference of the seal faces 43 and 44, the center of gravity of the above-described device is preferably aligned vertically on the longitudinal axis of the oven.
This feed device has the essential feature of allowing precise limitation of the speed of advance of the load along the tube, which prevents a sudden shock caused by too high a speed at the discharge point 74.
The angle of inclination of the feed tube 64 to the horizontal must not exceed neither the angle of repose of the materials nor the angle of friction of the tube with the materials, and is generally less than 30 °. The feed rate can then be regulated over a wide range by varying the speed of rotation of the tube. The height of fall after discharge can be strictly limited by the appropriate choice of the location of the outlet end 74 of the tube.
As shown in fig. 8, this discharge end 74 is located near the internal wall, on the side of the furnace which is opposite to the side containing the greater part of the load 125, which makes it possible to limit the maximum drop height by limiting the distance between the discharge end and the wall. Under these conditions, the load falls only from a low height, and it comes into contact with the descending wall of the furnace at an angle required that,
so that the pellets do not undergo a sudden shock. The point 1e closest to the internal circumference of the feed tube at its discharge end is preferably less than 30 cm from the wall of the furnace, which avoids significant drops.
The height of fall can be further reduced by rotating the tube against the direction of rotation of the furnace, as indicated by arrows 76 and 94 respectively, which has the effect of removing the material from the tube mainly by the quadrant of the latter which is closest to the wall of the furnace. The above device makes it possible to adjust the drop height independently of the degree of filling of the furnace by the load, any danger of obstruction of the tube:
power supply by the load is moved away, and the tube can be cleaned, removed or replaced easily during operation.
Fig. 9 shows in detail a loading device 11, visible in FIG. 2, for the introduction into the gas-solid reaction zone of additional carbonaceous material and sulfur-absorbing material, and a loading device 16 for the alloying materials and fluxes added to the zone of. gas-liquid reaction. These materials can be introduced into a scoop hopper 75,
which picks up the material in a pile or in a hopper disposed below the furnace, or it can be fed by gravity from an external hopper, according to known means of feeding rotary furnaces.
At the moment when the hopper 75 approaches the top of its course, a shutter valve 77 is or green inwards by a connection lever 79 and a roller 80, which is pushed into the open position, close to the casing of the furnace, by its contact with a fixed cam surface 81, which allows material to fall into the furnace through an internal supply pipe 82.
During the remainder, or most of it, of the rotation of the furnace, the shutter valve is held in the closed position by a spring hinge 78, which practically prevents the exchange of gases between the interior of the furnace. and the atmo: ambient sphere. Preferably, the internal supply pipe 82 extends to the vicinity of the axis of the furnace, so that it is not covered by the bed of material being processed during a fraction of the rotation of the furnace.
Prior to the exit of the processing materials from the gas-solid reaction zone, the excess carbonaceous material and the sulfur-absorbing material are removed by means of the sieving device 13, shown in detail in Figs. 5 and 6. In this section, the circumference of the furnace is formed by several segments 83 of screen support, which are attached, by bolts or other removable fasteners, to flanges 84 of the casing. from the oven.
These segments are closed at both ends by: radial end plates 85, intended to prevent free passage of gases circularly between the closed cavities 90 of the screen support segments 83, and to give the oven the necessary frigidity in the section screening between the flanges 84 of the casing. Screen segments 86, through which fines are discharged from the oven, are mounted on flanges 87 of the screen supports, along the inner radius of the screen support segments 83, and are secured by means of removable fasteners.
Along the outer radius are mounted removable neck plates 88 and exhaust doors 89 which, in the closed position, prevent the free passage of gases between the cavity 90 of the support segment and the ambient atmosphere. The escape doors 89 are held in position. closing by spring hinges 91, the rotating part of which has an extension to which connecting rods 92 and rollers 93 are attached.
As the oven rotates in the direction of arrow 94, the screen segments 86 pass under, and in contact with, the bed of material being processed, which rises to the level of the dotted line. 95. Material finer than the openings of the screen may pass into the cavities 90 of the screen support segments 83.
When a screen segment 86 is entirely covered by the materials being treated, the discharge door 89 is brought into the open position by the cooperation between the roller 93 and a cam surface, optionally mounted on a spring, which allows fine materials to exit through the door to fall, for example, into a cooling water tank.
While the front end 97 of the screen segment 86 is still covered by the material being processed, the door is released so that it can form under the action of the spring hinge 91.
Thus, the said material being treated prevents a free passage of gases between the furnace and the ambient atmosphere during the part of the tour where the fine parts are evacuated, whereby any risk of loss of combustible gas, ide re-oxidation of the metal iron to iron oxide or a poor adjustment of the composition of the furnace atmosphere is ruled out.
Sieve segments 86 generally consist of a fine mesh supported by underlying stiffening wires of larger cross-section, or of a perforated plate, smooth on its inner surface, and the perforations of which have sharp angled edges. sharp to prevent plugging of screen openings.
A mechanical sieve slagging device, for example electromagnetic or pneumatic vibrators attached to the sieve segments, or high velocity jets of gas directed against the outer surface of the sieve segments at spaced points, can also be used. be employed if necessary. The whole assembly is preferably constructed from a refractory metal alloy, for example 310 stainless steel, so that it can withstand high temperatures.
When the fines have been taken out of the furnace, the remainder of the processing solids, consisting of pellets and usually alloying materials and fluxes, passes over edge 98 of throat 18 to the side. downstream of which begins the gas-solid-liquid reaction zone, containing the mixture of partly solid and partly liquid materials. In order to avoid softening and sticking of the pellets during their passage over the edge 98 of the constriction 18, this edge 98 is narrow, so that the materials retained in the oven pass through it quickly.
To prevent a zone from forming in the oven in which the mixture has only melted to the point of becoming sticky, causing it to clump and stick to the walls, the angle of inclination of the oven , the height of the pouring orifice 19 above the bottom of the furnace and the distance between the constriction 18 and the pouring orifice 19 are preferably chosen so as to maintain an appreciable depth: of liquid metal against the downstream side 99 of the constriction 18.
Thus, the solid materials being melted are immersed in a lubricating bath of liquid metal, which prevents any tendency of these materials to adhere to the walls of the furnace by renewing their coating of liquid metal and slag during the mixing. solid-liquid is stirred by the rotational movement of the wall.
The furnace comprises a burner 17 of special construction, intended to supply the heat necessary for the fusion and to adjust the composition of the gas in the vicinity of the transition between the gas-solid reaction zone and the gas-solid reaction zone. liquid. This burner may be of a type similar to that of the other burners mounted in the casing, but it also comprises one or more additional fuel inlet ducts for the introduction of an excess of fuel compared to that. necessary for heating,
in order to create a non-oxidizing atmosphere in the vicinity of the sieving section and to cool, if necessary, the hot gases which pass from the gas-solid-liquid zone to the solid gas zone. Figs. 5 and 6 show in detail this burner 17, mounted at the location of the screening section and directed in part to the gas-solid-liquid reaction zone to provide the additional heat necessary for the melting.
The outer chamber 33 of the burner is fixed, by means of a connection plate 105, to the outer cir conference of one of the screen support segments 83. The cavity 106, between the internal surface of the screen support segment. screen and the outer tube of the burner, is preferably filled with a refractory material.
The additional fuel is brought by a supply line 100 controlled by a valve, passes through the internal tube 101 of the burner and is: directed, by an ejection orifice 102, against a circular deflector plate 103, of flat or convex shape, fixed to the burner by fixing bars 104.
The fuel is directed in an approximately radial direction and is distributed almost evenly around the circumference of the furnace, intercepting gases passing from the gas-sodide-liquid reaction zone to the gas-solid reaction zone and reacting with these gases.
Thus, the near neutral or weakly reducing, and very hot, gases from the gas-solid-liquid reaction zone react to form the colder, more strongly reducing gases which are needed in the gas-reaction zone. solid.
In addition to the heat supplied to the gas-solid- @ liquid reaction zone by the burner 17 to aid in the fusion, the primary source of heat for the gas-liquid and gas-solid-liquid reaction zones. is supplied by the burner 22 (fig. 2), placed at the casting end of the furnace in the main pouring orifice of the metal and directed towards the interior of the furnace and above the surface of the milk. This burner can be seen in detail in fig. 10 and 11, representing the outlet end of the furnace.
As, the metal and the slag are at a high temperature, of the order, for example, of 1650 C, and to obtain sufficiently high heat transfer rates and a good efficiency of use of the fuel in the zone of gas-liquid reaction, it is desirable that the temperature of the flame of this burner be high, preferably greater than 22000 C.
To raise the flame temperature, the combustion air can be preheated in a separate heat exchanger, or it can be enriched with oxygen. Electric power methods can also be employed, but since these methods are very expensive they are probably not economically desirable in most areas.
The fuel is a fluid, preferably liquid or gaseous, and may consist of natural gas, coke oven gas, or heating oil, or else finely divided carbonaceous material entrained and injected.
The preheated or oxygen enriched air and the fuel are brought into the external chamber 111 of the burner through a flexible air supply pipe 110 and through a fuel supply pipe 115. Fuel and air are kept separate up to the vicinity of the burner orifice, and mixing and combustion occur in a flame zone along <B> 116, </B> in front of the orifice -burner ejection.
As liquid metal and slag form and advance along the gas-liquid reaction zone, the rotating refractory wall exerts a continuous mixing action thereby increasing the heat transfer rates of the combustion products. hot gases to the metal, increasing the rates of chemical reactions between the metal and the slag,
and combating the separation of constituents contained in the metal and in the slag bath. In such a furnace, from which the liquid escapes by overflowing over a constricted opening, the slag would tend to pass through the gas-liquid reaction zone more quickly than the metal, so that the depth of the slag would be insufficient for correct refining reactions.
If, for example, the level 107 of the slag and the level 108 of the metal are as shown in FIG. 10, the flow of slag through the neck opening 19, and therefore the amount of slag in the poured liquid stream 109, can be limited by means of a slag dam 119, adjustable in position, which resides tightens the flow restricting passage 120. By this means, any loss of flux can also be avoided by increasing the average residence time of the milk constituents in the gas-liquid reaction zone.
The slag dam 119 may consist of a refractory material or a shell of heat resistant material cooled by water, and is adjustable by displacement of the entire burner. For this purpose, the burner is mounted on a carriage 139, comprising wheels 141 circulating on tracks 138.
To adjust the axial position of the burner, the distance between a roller 142 and the carriage 139 is changed by movement of shoes 143 on a track 144, and in the vertical direction by a limited rotation around a pivot 128, these movements being effected. killed by means of hydraulic cylinders 140 or equivalent mechanical means. Contact between the roller 142 and the oven can be maintained by means of counterweights fixed to the carriage by a cable passing .on @ pou lies. This arrangement also makes it possible to easily remove the burner from the oven, for repairs or to access the interior of the oven.
To prevent the free passage of gases through the constricted opening 19, an air or gas shutter curtain, similar in principle to devices 56, 57, 58 and 72, can be used. An annular distributor pipe 122, supplied with air or other pressurized gas through a supply pipe 126, is attached to the outer casing of the water sleeve by an annular diaphragm.
As the gas-liquid reaction zone normally operates at a pressure slightly below atmospheric pressure, the annular slot 121 is directed at an acute angle against the inner walls of the pouring hole, and meets them in the opposite direction to that. the ambient air current towards the interior of the oven which would occur in the absence of this device.
If necessary, the inner surface of the neck hole 19 can be heated, to prevent any tendency for slag or metal to solidify and adhere to the refractory material, by directing burners against this inner surface. Preferably, these burners are placed so as to heat a segment:
orifice 19 which is adjacent to the metal stream 109, in order to heat the surface of the refractory material just before its contact with the liquid metal.
As a variant, the surface of the pouring orifice can be heated by means of electrical resistances embedded in the refractory material. Tungsten, molybdenum and silicon carbide are examples of suitable materials for these heaters, and very pure magnesia and alumina for the refractory material of the orifice, in which: these heaters are drowned. The latter can be supplied with electrical energy in known manner, by means.
fixed brushes in contact with slip rings fixed to the furnace casing and rotating with it.
L1 may also be desirable to inject finely divided alloy materials and fluxes, for example carbon, aluminum, calcium carbide and ferrosilicon, onto the surface of the slag or into the metal bath, to influence the composition of the metal. liquid. For this purpose, one or more injection lances 124, of known construction and generally cooled by water, can be used.
The material to be injected is entrained and injected under pressure in a known manner by means of the injection lance 124, provided with an ejection orifice 125 which can be directed onto the surface of the slag or be immersed in the bath, to through the slag. Injection additions can also be made to the molten metal, after casting and before molding.
The construction of the burner is shown in detail in fig. 11, which is a cross section of the burner 22 passing through the plane of the slag dam 119. The fluid fuel is supplied to the burner orifice through an internal fuel tube 112, and the oxygen-containing gas is supplied. along an air sleeve 113 delimited by an air tube 114. In order to be able to be supplied with hot air, the burner has an insulating annular space 117, which opposes heat losses caused by the hot air. cooling circulating in a water sleeve 118.
The fresh water is brought to the burner orifice by four water pipes 123, and it returns by the water sleeve 118. The slag dam 119 is fixed to the external tube of the burner by: fixing brackets 129 , and it is cooled by water, brought by a pipe 132 (fig. 10) to a water intake orifice 137 and which circulates in the tubular part 131 of the dam up to an orifice of water outlet 136.
The opening 130 between the dam and the burner allows the wise passage of the injection lance 124, also cooled by water circulating in the sleeve delimited by an outer tube 133 and an internal injection tube 134, l fresh water being brought to the opening of the lance by a pipe 135.
The liquid metal and the slag can be poured together by overflow through the pouring orifice 119, and be separated after the pouring in a device 20 for separating the slag (Fig. 2) of which there are several known types. The metal can, on the other hand, be extracted from the furnace by siphoning by means of a tube of refractory material passing through the passage 130 and immersed in the metal bath. In this case, it may be desirable to pour the slag intermittently and not continuously. The metal is transferred to a closed container by suction under a controlled vacuum, or is siphoned into a container containing metal at a level below that of bath 108.
<I> Example </I> The following example illustrates an implementation of the process according to the invention for the continuous production of a steel. C 1020.
The process is carried out in a rotary kiln with a length of 100 m, of which a section of 30 m forms the gas-liquid and gas-liquid-solid reaction zones and a section of 70 m forms the gas-solid reaction zone. , including 1.5 m for the sieving section. The internal diameter of the refractory lining is about 3 m and the dimensions of the openings of the screen are 4 x 20 mm. The oven is tilted 1.5.1 to the horizontal and its adjustable speed of rotation is 1 rpm.
The approximate and partial composition of raw materials, as a percentage of dry matter, is as follows
EMI0011.0001
Materials
<tb> Fe <SEP> Mn <SEP> SiO2 <SEP> A1203 <SEP> CaO <SEP> MgO <SEP> S <SEP> C <SEP> volatiles
<tb> Concentrate <SEP> <B> ........................................ ................. </B> <SEP> 67 <SEP> 0.5 <SEP> 2 <SEP> 0.5 <SEP> 0.3 <SEP> 0,2 <SEP> 0,04 <SEP> - <SEP> Lime <SEP> hydrated .... <SEP> ............. <SEP> ..... < SEP> <B> .. <SEP> - <SEP> ...... </B> <SEP> ... <SEP>. <SEP> - <SEP> - <SEP> 1 <SEP> - <SEP> 72 <SEP> 0.5 <SEP> 0.05 <SEP> - <SEP> Anthracite <SEP> <B> .... . <SEP> ----- <SEP> _ <SEP> -------- <SEP> - <SEP> - <SEP> ---- <SEP> ----- </ B > <SEP> - <SEP> - <SEP> 7 <SEP> 4 <SEP> 0.2 <SEP> 1 <SEP> 0.5 <SEP> 82 <SEP> 4
<tb> Lignite <SEP> charred ....... <SEP> .. <SEP>.
<SEP> ... <SEP> _. <SEP>. <SEP> ... <SEP> .. <SEP> ..... <SEP> ........ <SEP> 1 <SEP> - <SEP> 4 <SEP> 1 <SEP> 5 <SEP> 1 <SEP> 4 <SEP> 68 <SEP> 15
<tb> Dolomite <SEP> <B> ...................... <SEP> .... </B> <SEP>. <B> .............. <SEP> ..... </B> <SEP> ... <SEP> ..... <SEP> - <SEP> - <SEP > 2 <SEP> 1 <SEP> 30 <SEP> 20 <SEP> 0,2 <SEP> - <SEP> Lime <SEP> calcined. <B> .............. ............ </B> <SEP> .. <B> ------- </B> <SEP> ......._. <SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> 95 <SEP> 1 <SEP> - <SEP> - <SEP> Ferromanganese <SEP> <B> ........ .. </B> <SEP>. <B> ..... </B> <SEP> __ <B> ------ </B> <SEP> ___ <B> ---- </B> <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP> 13 <SEP> 80 <SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> 7 <SEP> Carbon <SEP> .. <SEP> - <SEP> - < SEP> - <SEP> - <SEP> ................................... <SEP> <B > - <SEP> ... <SEP> - <SEP> ------ </B> <SEP> ......
<SEP> - <SEP> - <SEP> - <SEP> 100 In addition to the above materials, fragments of pellets and unburned carbon residues, separated from fine materials, are recycled together with the raw material. The fines fall directly into a cooling water tank, which hydrates the dolomite into fine particles, and then they are subjected to a wet magnetic separation operation, for the recovery of the pellet fragments.
The non-magnetic material is then passed in a wet state through a sieve of 0.5 mm opening, and the material passing through this sieve, consisting of hydrated dolomite, ash and about 10% of the residual carbon, is discarded. The residue, consisting essentially of unburnt residual carbon, is reintroduced into the furnace.
The pellet fragments are ground and the ground material, with fresh concentrate, slaked lime and the magnetic material contained in the flue gas dust, are pelletized in a drum pelletizing circuit comprising 5 mm screens. Pellets with a thickness of between 5 and approximately 15 mm are thus obtained.
These pellets, the anthracite and the recovered charcoal are introduced directly into the inlet end of the furnace, and the charred lignite, dolomite, calcined lime, ferromanganese and carbon are introduced by feeding devices. spoon,: placed along the oven casing.
The grain size and feed rate of the raw materials are approximately as follows
EMI0011.0031
Granulometry <SEP> Feed rate <SEP> <SEP> in <SEP> tonnes
<tb> Material <SEP> in <SEP> mm <SEP> per <SEP> day
<tb> Pastilles <SEP>. <SEP> .. <SEP> <B><I>5-15</I> </B> <SEP> (a) <SEP> 500 <SEP> t <SEP> of <SEP> concentrate
<tb> (b) <SEP> 36 <SEP> t <SEP> of <SEP> fragments <SEP> recovered
<tb> (c) <SEP> 2.5 <SEP> t <SEP> of <SEP> lime <SEP> hydrated
<tb> Anthracite <SEP> ................. <SEP>. <SEP> ......... <SEP> .. <SEP> 1 <SEP> - <SEP> 4 <SEP> 80
<tb> Lignite <SEP> charred <SEP> <B> --------- </B> <SEP> .. <SEP> ....... <SEP> 1 <SEP> - <SEP> 4 <SEP> 27
<tb> Coal <SEP> recovered. ,, .-- <SEP> ......... <SEP>. <SEP> ....
<SEP> <B> 0.5- </B> <SEP> 4 <SEP> 112
<tb> Dolomite <SEP> <B> ....... <SEP> ................... </B> <SEP> .... <SEP>. <SEP> <B> ----- <SEP> 0.5- </B> <SEP> 2 <SEP> 20
<tb> Calcined <SEP> lime .... <SEP> .. <SEP> <B> __ <SEP> ---- </B> <SEP> .... <SEP>. <SEP> .. <SEP> .... <SEP> 10-40 <SEP> 28
<tb> Ferremanganese <SEP> ...... <SEP> ........... <SEP> ... <SEP> 10-40 <SEP> 3
<tb> Carbon <SEP> ............. <SEP> ........... <B> ........ </B> < SEP> .. <B> ------- </B> <SEP> 10-40 <SEP> 3 The furnace is heated with approximately 60,000 m3 of natural gas and 850-880,000 m3 (pressure and normal air temperature per day.
The air is preheated to 5000 C in a metal heat exchanger, using the heat contained in the combustion gases. The maximum temperature of the solids in the gas-solid reaction zone is 1100 C and the temperature of the molten molten steel is approximately 16501 C.
The liquid steel is partially deoxidized by injection into the furnace, by means of a lance passing through the pouring orifice, of 1.5 kg / t of finely di-targeted ferrosilicon entrained in argon. The final deoxidation is carried out using aluminum wire introduced at a rate of 0.15 kg / t in the metal casting.
The production is about 330 t of steel and 50 t of slag per day, the steel having the following composition 0.20% carbon, 0.52% manganese, 0.03% sulfur, 0.008% carbon phosphorus and 0,
14% silicon.