Procédé pour la préparation de lits de fusion à partir de minerai ou de poussière ferrières
La présente invention a pour objet un procédé pour la préparation de lits de fusion à partir de minerai ou de poussière ferrifères dans lequel le minerai ou la poussière et des fondants sont introduits dans une étuve rotative où ce mélange est préchauffé par des gaz de rebut venant d'un four à fusion, le mélange préchauffé est passé dans le four pour effectuer sa fusion, et une coulée de mélange fondu sortant dudit four est rapidement refroidie, amenant sa solidification en granules.
Ce procédé a pour but un prétraitement de minerai de fer avant l'introduction de ce minerai dans un haut fourneau. Ce prétraitement est habituellement désigné par préparation du lit de fusion , et le minerai ainsi traité est habituellement désigné par lit de fusion .
Les méthodes de préparation des lits de fusion pour les hauts fourneaux, que l'on a utilisées jusqu'à présent, sont particulièrement coûteuses à la fois en ce qui concerne les frais d'investissement et les frais de fonctionnement. L'installation pour la préparation d'un lit de fusion est extrêmement complexe et soulève des difficultés considérables en ce qui concerne la conception, le fonctionnement et l'entretien.
Jusqu'à présent, un minerai de fer destiné à un traitement dans un haut fourneau a été prétraité par mélange des fines de minerai avec du coke ou du coke fin sur un transporteur sans fin. Le mélange était chauffé au rouge avec une flamme de gaz de manière qu'une combustion commence, et on faisait passer de l'air sur et à travers le mélange jusqu'à ce que les particules du minerai s'unissent pour former une matière agglomérée. Celle-ci est alors broyée et réduite en grains avant son introduction dans un haut fourneau.
Le procédé selon l'invention est caractérisé en ce que du carbonate de sodium est ajouté au minerai ou à la poussière lors de l'introduction de ces matières dans l'étuve rotative.
On peut utiliser des dispositifs mécaniques pour transformer le minerai fondu en granules durant la solidification.
Dans une forme de mise en oeuvre de la présente invention, on procède à la fusion du mélange susdit dans un four à une température d'au moins 13000 C et au refroidissement rapide du minerai fondu dans un courant d'air ou d'eau pour produire des granules d'une matière de lit poreuse, de dimensions uniformes, et avant l'introduction du minerai dans le four, ce mélange est pré chauffé jusqu'à une température de l'ordre de 800 à 10000 C dans un four rotatif que l'on appellera ci-après étuve, grâce à des gaz de rebut provenant du premier four cité. Le mélange est de préférence chauffé jusqu'à au moins 14000 C dans le four.
Suivant une variante de mise en ouvre on fait fondre des mélanges ferrifères dans un four à des températures d'au moins 13000 C et on coule ensuite la matière fondue dans un cylindre rotatif à travers lequel on fait passer un courant d'air formant des granules d'une matière de lit poreuse, de dimensions uniformes.
La présente invention englobe également une installation pour la mise en oeuvre du procédé ci-dessus. Cette installation qui comprend une étuve de préchauffage et un dispositif pour l'introduction du minerai ou de la poussière et du carbonate de soude dans l'étuve, un four pour fondre le mélange ci-dessus préchauffé, un dispositif pour l'introduction des gaz de rebut venant du four dans l'étuve, et un dispositif pour décharger le four permettant la sortie d'une coulée en chute libre, est caractérisée en ce qu'un conduit longitudinal, incliné par rapport à l'horizontale.
est prévu et disposé de façon que la coulée en chute libre entre dans la partie supérieure du conduit, que le conduit comprend un dispositif d'impact agencé pour recevoir l'impact initial de ladite coulée à l'intérieur du conduit pour défléchir la coulée le long du conduit et pour la disperser, et que le conduit est rac cordé à un dispositif pour y insuffler un courant de fluide de refroidissement à contre-courant par rapport au mouvement de la matière fondue, amenant le refroidissement et la solidification en granules rapides de la coulée dispersée.
Le dispositif de préchauffage comprend de préférence une étuve rotative et on introduit de préférence le minerai dans l'extrémité avant de cette étuve, là où il est mélangé avec divers fondants pour passer ensuite dans cette étuve où le mélange est séché par un contrecourant de gaz de rebut venant du four, pour aller ensuite à une extrémité arrière du four, où le mélange est préchauffé par les gaz de rebut jusqu'à une température de l'ordre de 800 à 10000 C.
Le four peut être un four à cyclone, qui est chauffé par un brûleur à huile combustible ou à gaz de four à coke, et on introduit le mélange préchauffé dans le four à cyclone, la température est élevée jusqu'à environ 14000 C et la matière fondue est ensuite coulée depuis le bas de four dans le dispositif de solidification.
Le dispositif de solidification comprend de préférence un cylindre ou conduit rotatif incliné pourvu, à son extrémité supérieure. d'un dispositif pour l'introduction du mélange fondu dans ce conduit ou cylindre et, à son extrémité inférieure, d'un dispositif pour favoriser un contre-courant d'air ou d'eau circulant en sens inverse du courant de minerai venant du four dans ce cylindre ou conduit. La partie inférieure de celui-ci est pourvue d'un dispositif pour distribuer les granules du lit à fusion à partir de ce conduit ou cylindre. Lorsque le contrecourant pour le refroidissement rapide du minerai fondu est un courant d'air, l'air chauffé partant de l'extrémité supérieure du conduit ou cylindre, après le refroidissement rapide, peut être dirigé dans le four ou dans le dispositif de préchauffage.
L'appareil suivant la présente invention est décrit ci-après, à titre d'exemple seulement. et avec référence aux dessins annexés.
La fig. I est une représentation schématique de l'appareil suivant l'invention.
La fig. 2 est une représentation schématique en coupe d'une autre forme de réalisation de l'appareil suivant la présente invention.
Le dispositif de préchauffage 10 comprend un four rotatif ou étuve, disposé de manière que son axe longitudinal soit incliné par rapport à l'horizontale. L'étuve 10 est pourvue d'un élément tubulaire cylindrique interne 11 destiné à être mis en rotation autour de son axe grâce à un moteur (non représenté). L'extrémité supérieure de l'élément tubulaire 11 débouche dans une cheminée 12 pour permettre l'échappement des gaz passant par l'étuve 10. La surface supérieure de l'extrémité avant supérieure 13 de l'étuve 10 comporte une trémie 14 pour l'introduction de minerai et de fondants dans l'étuve 10.
La surface inférieure de cette étuve 10 comporte, au voisinage de son extrémité arrière 15, un conduit de distribution 16 communiquant avec une partie supérieure d'un four à cyclone 17 pour le transfert de la matière traversant l'étuve 10 dans le four à cyclone 17.
Le four à cyclone 17 comprend une partie cylindrique intermédiaire 18, disposée verticalement et comportant une portion tronconique 19. d'une section décroissante orientée vers le haut, cette portion 18 se terminant par un conduit de gaz de rebut 20, dont une extrémité s'étend depuis la portion tronconique supérieure 19 du four à cyclone 17 et communique avec l'extrémité arrière 15 de l'étuve rotative 10. La portion inférieure 21 du four à cyclone 17 comprend également une partie tronconique de section décroissante vers le bas depuis la portion intermédiaire 18. Le four à cyclone 17 est d'une construction générale bien connue et sa partie tronconique inférieure 21 se termine par un conduit de coulée 22 pourvu d'un dispositif pour le débouchage du four 17 afin de permettre l'enlèvement de la matière fondue de celui-ci.
Le conduit de coulée 22 communique avec un conduit cylindrique et longitudinal de refroidissement rapide ou solidification 23, qui est incliné par rapport à l'horizontale suivant un angle d'environ 150, le conduit de coulée 22 du four à cyclone communiquant avec le conduit 23 au voisinage de l'extrémité supérieure 24 de celui-ci.
Cette extrémité supérieure 24 du conduit 23 se termine par une première et une seconde ouverture de sortie 25 et 26, la première ouverture 25 communiquant avec le conduit de gaz de rebut 20 partant du four à cyclone 17 pour le passage d'air depuis le conduit de refroidissement rapide 23 vers le conduit de gaz de rebut 20, et de là dans l'extrémité arrière 15 de l'étuve rotative 10.
La seconde ouverture de sortie 26 s'étend depuis l'extrémité supérieure 24 du conduit de refroidissement rapide 23 et débouche dans la portion intermédiaire cylindrique 18 du four à cyclone 17. La seconde ouverture de sortie 26 comporte, dans son extrémité se terminant à la surface cylindrique du four à cuve 17, un brûleur 30 à huile combustible ou à gaz de four à coke, ainsi qu'un conduit d'alimentation de combustible 31 pour ce brûleur, ce brûleur servant à chauffer le contenu du four 17 et à faire fondre le minerai préchauffé pénétrant dans ce four 17 par le conduit de distribution 16.
L'extrémité inférieure du conduit de refroidissement rapide 23 comporte un ventilateur centrifuge 33 destiné à fournir un courant d'air à tirage forcé depuis cette extrémité inférieure 32 en direction de l'extrémité supérieure 24 du conduit 23. L'extrémité inférieure 32 du conduit de refroidissement rapide 23 est également pourvue d'une trappe 34 pour distribuer les granules de la matière refroidie venant du conduit 23 sur un transporteur adjacent 38 ou dans un récipient convenable. Le conduit de refroidissement rapide 23 est pourvu d'une plaque de choc 37 consistant en un bloc de plombagine, disposé dans la surface du conduit 23 en un point où le minerai frappe la surface interne de ce conduit, et ce afin d'empêcher une adhérence du minerai à cette surface interne.
La partie intermédiaire 35 du conduit 23 est montée à rotation dans des paliers 36 pour permettre sa rotation autour de son axe longitudinal et elle est destinée à être commandée par un moteur (non représenté). La rotation de la partie intermédiaire 35 du conduit 23 a pour effet de faire culbuter le minerai qui y passe. On prévoit des moyens pour modifier la vitesse de rotation de la partie intermédiaire 35 du conduit 23, ainsi que l'angle d'inclinaison de cette partie par rapport à l'horizontale, de manière que le lit de fusion déchargé à la trappe 34 ait les dimensions désirées et soit à la température requise.
En fonctionnement, on alimente un minerai de fer dans la trémie 14, ainsi qu'un fondant, par exemple de la chaux. Le minerai sort de la trémie 14 pour pénétrer dans l'extrémité supérieure avant 13 de l'étuve rotative 10, où le minerai et le fondant sont mélangés à fond.
Du fait de l'inclinaison de l'étuve 10 et de la rotation de l'élément interne 1 1 de celle-ci, le mélange de minerai et de chaux se déplace vers l'extrémité arrière 15 de cet élément 11, en passant par une partie intermédiaire de l'élément interne de cette étuve, à l'encontre du contrecourant de gaz chauds pénétrant dans l'étuve à l'extrémité arrière 15 et circulant dans cette étuve en direction de son extrémité avant 13, pour sortir par la cheminée 12.
Dans la partie intermédiaire de l'élément interne 11, le mélange de minerai et de chaux est séché par les gaz chauds qui s'y déplacent et, à l'extrémité arrière 15 de l'étuve 10, le mélange est préchauffé jusqu'à une température de l'ordre de 800 à 1000n C grâce aux gaz chauds d'échappement pénétrant dans l'étuve 10 en provenance du four à cyclone 17 et en provenance du conduit de refroidissement rapide 23. La poursuite de la rotation de l'élément il de l'étuve rotative amène le mélange de minerai à passer depuis le corps de l'étuve dans le conduit de distribution 16 s'étendant depuis cette étuve 10 jusqu'au four à cyclone 17.
Dans le four à cyclone 17, le minerai préchauffé est encore chauffé jusqu'à son point de fusion par le brûleur à huile combustible ou à gaz 30 et le minerai fondu est coulé par la partie inférieure 21 du four dans le conduit de refroidissement rapide 23. où il est rapidement refroidi grâce au courant d'air s'élevant dans le conduit de refroidissement 23. La rotation de la partie cylindrique 35, en combinaison avec l'action du courant d'air de refroidissement, a pour résultat la formation d'une matière de lit poreuse, de dimensions uniformes. La matière de lit solidifiée se recueille à l'extrémité inférieure 32 du conduit de refroidissement 23 et sort de celui-ci par la trappe 34, pour être recueillie soit sur un transporteur 38, soit dans un récipient approprié.
L'air passant dans le cylindre de refroidissement rapide 23 est évidemment chauffé au fur et à mesure qu'il refroidit la matière fondue sortant du four à cyclone 17, et une certaine quantité d'air chauffé sort par le second conduit de sortie 26 pour aller dans le four à cyclone 17, où il est encore chauffé jusqu'à une température élevée, et ensuite il sort du four 17 par le conduit de gaz de rebut 20. Le premier conduit de sortie 25 du conduit de refroidissement rapide 23 communique avec le conduit de gaz de rebut 20 partant du four à cyclone 17 vers l'étuve rotative 10 et de l'air venant du conduit de refroidissement 23 est mélangé avec les gaz de rebut sortant du four à cyclone 17 et pénètre ainsi dans l'extrémité arrière 15 de l'étuve rotative 10.
La fig. 2 illustre une variante de réalisation du procédé suivant la présente invention.
Comme dans le cas précédent, I'étuve rotative 10 est inclinée suivant un certain angle par rapport à l'horizontale, son extrémité supérieure 13 débouchant dans une cheminée verticale 12. La trémie 14 est destinée à alimenter la matière dans l'étuve 10 à la jonction de l'extrémité supérieure 13 de celle-ci et de la cheminée 12. La matière pénétrant dans le tube 10 est entraînée par l'élément rotatif 1 1 et chauffée comme décrit précédemment.
Cette matière est déchargée de l'élément rotatif 1 1 directement dans le four 17 par un conduit vertical 20. La matière est ensuite fondue dans le four 17 grâce à un brûleur 30 et cette matière fondue est coulée depuis ce four 17 par un trou de coulée 41 dans l'extrémité supérieure 24 d'un conduit 23.
Le courant de matière fondue sortant du trou de coulée 41 frappe un élément de choc en plombagine 37 et passe ensuite dans le cylindre rotatif incliné 35. Le ventilateur 33 assure un tirage d'air forcé dans l'extrémité inférieure 32 du cylindre 35 pour refroidir rapidement la matière circulant dans ce cylindre 35. L'angle d'inclinaison et la vitesse de rotation du cylindre 35 sont tels que le lit de fusion sortant sur le transporteur 38 est à la température désirée et présente les dimensions de particules voulues.
Le tirage forcé fou mi dans le cylindre 35 grâce au ventilateur 33 s'élève dans ce cylindre à contre-courant par rapport à la matière qui y circule. L'air est chauffé au fur et à mesure qu'il se déplace dans ce cylindre 35 et dans le conduit 23, et il quitte celui-ci à son extrémité supélieul-e 24 par le conduit 26 pour pénétrer dans le four 17 au voisinage du brûleur 30. L'air est encore chauffé au cours de son passage dans le four 17 et il sort de celui-ci par le conduit 20 pour entrer dans l'extrémité inférieure 15 de l'étuve 10. Les gaz chauds passent dans l'étuve l() à contre-courant par rapport à la circulation de la matière et ils servent à préchauffer celle-ci.
Les gaz quittent l'étuve 10 par la cheminée 12 et ils sont alors déchargés a l'atmosphère.
On comprendra que l'on obtient une économie considérable de chaleur en utilisant le procédé et l'appareil de la présente invention. Les tableaux I et II suivants montrent les exigences en chaleur pour les phases opératoires individuelles dans les procédés de préparation de lits de fusion, utilisés jusqu'à présent.
Les tableaux 111 et IV donnés ci-après montrent les exigences en chaleur du procédé suivant la présente invention.
On comprendra des tableaux suivants que les cxi gences en chaleur pour le procédé de la présente invention sont comprises entre celles du système à agglomération et du système à formation de grains, prévus pour la préparation des lits de fusion jusqu'à présent. La quantité d'huile combustible par tonne de produit se situera entre 4,3 et 9 gallons pour le procédé de la présente invention.
Aucun traitement du minerai avant son introduction dans le dispositif de préchauffage n'est nécessaire dans le procédé de la présente invention. Toutes les dimensions de matière peuvent être fondues après passage du minerai dans l'étuve, car ce minerai pénétrera dans le four de fusion à une température de l'ordre de 10000 C et il ne faudra le chauffer que d'environ 3000 C en plus pour atteindre la température de 13000 C en vue de la fusion aisée de la matière.
La résistance de la matière des lits de fusion, formée suivant la présente invention, est supérieure à celle des grains formés suivant les procédés utilisés jusqu'à présent. Le procédé de la présente invention permet la formation d'un lit de fusion autofondant, qui ne se brisera pas facilement lors de la manipulation. En outre, on a trouvé que la réduction du minerai est considérable car on obtient un produit très fortement poreux.
Par l'addition de fondants convenables au minerai de fer ou à la matière comportant du fer, les caractéristiques chimiques du lit de fusion produit peuvent être améliorées. On peut employer le procédé pour des mine rais de fer contenant un pourcentage de phosphore inacceptable dans les procédés de fabrication d'acier à l'oxygène. Une réduction du phosphore est possible avec le procédé utilisé par addition de carbonate de sodium comme fondant au minerai de fer avant le chargement dans l'étuve rotative.
Outre ce qui précède, on comprendra que, étant donné la simplicité de l'appareil nécessaire pour le procédé de l'invention, il faut un capital d'investissement nettement moindre pour une production à un taux continu. Les frais d'entretien sont inférieurs à ceux impliqués par les procédés utilisés jusqu'à présent car il n'est plus nécessaire d'utiliser une installation de broyage et il faut un système de transport beaucoup moins compliqué.
Une charge de 5 livres de carbonate de sodium Na2CO et une charge de 95 livres de minerai dans la trémie 14 de l'appareil décrit avec référence à la fig. 1 produisent un lit de fusion présentant l'analyse suivante:
Les dimensions des particules du lit de fusion, lorsqu'on les compare à un aggloméré typique, sont données ci-apres:
Tableau l a.
Agglomération à grille:
Exigences opératoires Chaleur nécessaire, K Cal X 105
Evaporation de 7 01o d'eau du minerai ou de
135 kg d'eau par tonne de minerai 135 X 0,6 = 80
Evaporation d'eau de complément 20 X 0,9 = 10
Chaleur perdue par réduction du minerai
(95 O/o de réduction) 57
Chaleur sensible dans le coke aggloméré à la
décharge en supposant une température
moyenne de 6500 C 630 X 1700 X 0,00023 = 245
En supposant 1,7 tonne de coke/tonne d'agglo
méré, chaleur sensible perdue dans les gaz
de rebut en supposant 2200Nm3 par tonne
d'aggloméré à une température moyenne de
1700 C 2200 X 0,00031 X 150 = 100
Perte à l'amorçage en supposant qu'une partie
du coke brûle en CO 120
620
c'est-à-dire 24,6 thennies.
Tableau ll b. Formation de grains (four à grille)
Exigences opératoires Exigences en chaleur
Evaporation d'humidité 135 X 0,6= 80
Evaporation d'eau de complément 20 X 0,9 = 18
Chaleur sensible dans les grains à une tempéra
ture moyenne de 100' C 1000 X 0,0002 X 90 = 18
Chaleur sensible des gaz de rebut en supposant
2000 Nm à une température moyenne de
120n C 2000 in 0,00031 X 100 = 62
Chaleur sensible de l'air de refroidissement en
supposant 800nom3 à 250OC 800 X 0,00031 X 230 = 57
Pertes de chaleur 41
276
(à savoir 10,9 thermies)
a.
Recyclage de gaz de rebut à l'étuve
Exigences opératoires Exigences en chaleur
Evaporation d'humidité 135 X 0,6 = 80
Chaleur sensible du produit 1300 X 1000 X 0,0002 = 260
Chaleur sensible dans les gaz de rebut en sup
posant des gaz de combustion seulement, à
savoir 420 Nm3 à une température de gaz de
rebut de 1200C 420 X 0,00031 X 100 = 13
Pertes de chaleur (5 O/o) 20
373
(à savoir 14,8 thermies)
Tableau IV
b.
Refroidissement par tirage forcé du produit. en utilisant l'air préchauffé en surplus pour l'étuve
Exigences opératoires Exigence en chaleur
Evaporation d'humidité 135 X 0,6 = 80
Chaleur sensible du produit 260
Chaleur sensible perdue dans les gaz de rebut
recyclés à 7000 C 920 X 0,00031 X 700 = 200
60
Chaleur sensible des gaz de rebut,
à savoir
920 Nmn à une température de gaz de rebut
de 1200C 920 x 0,00031 X 100 = 29
Pertes de chaleur (à savoir 5 /o) 9
178
(à savoir 7,1 thermies)
Fe Fe2O4 CaO SiOs Al.O 2 MgO Mn P S
Analyse initiale du minerai 60.3 77.82 3,60 6,32 0,95 1.89 0.20 0,92 0.002
Après traitement par ce procédé avec
du carbonate de sodium 59,0 79.98 2,7 6,92 1,68 4,54 0.14 0.41 0.004
Les dimensions des particules du lit de fusion.
lorsqu'on les comparue à un aggloméré typique, sont donnes ciaprès après
-1/8" 1/8" - 1/4" 1/4" - 1/2" + 1/2
Lit de fusion produit par le nouveau procédé, o/o 5 11 44 40
Aggloméré typique, o/o 6 24 34 36
REVENDICATION I
Procédé pour la préparation de lits de fusion à partir de minerai ou de poussière ferrifères dans lequel le minerai ou la poussière et des fondants sont introduits dans une étuve rotative (13) où ce mélange est préchauffé par des gaz de rebut venant d'un four à fusion (17), le mélange préchauffé est passé dans le four (17) pour effectuer sa fusion, et une coulée de mélange fondu sortant dudit four (17) est rapidement refroidie amenant sa solidification en granules,
procédé caractérisé en ce que du carbonate de sodium est ajouté au minerai ou à la pous
sière lors de l'introduction de ces matières dans l'étuve
rotative (13).
SOUS-REVENDICATIONS
1. Procédé selon la revendication I, caractérisé en ce qu'on ajoute jusqu'à 5 % en poids de carbonate de soude par rapport au minerai.
2. Procédé selon la revendication I, caractérisé en ce qu'on refroidit le mélange fondu par de l'air ou de l'eau, et les granules sont formés par impact sur une surface de choc.
3. Procédé selon la sous-revendication 2, caractérisé en ce que la matière sortant de la surface de choc entre dans un cylindre rotatif dans lequel un courant d'air est passé à contre-courant par rapport à la matière qui y
circule.
**ATTENTION** fin du champ DESC peut contenir debut de CLMS **.
Process for the preparation of smelting beds from iron ore or dust
The present invention relates to a process for the preparation of smelting beds from iron ore or dust in which the ore or the dust and fluxes are introduced into a rotary oven where this mixture is preheated by waste gases coming from from a melting furnace, the preheated mixture is passed into the furnace to effect its melting, and a flow of molten mixture leaving said furnace is rapidly cooled, causing it to solidify into granules.
The purpose of this process is to pre-treat iron ore before the introduction of this ore into a blast furnace. This pretreatment is usually referred to as melt bed preparation, and the ore so treated is usually referred to as a melt bed.
The methods of preparing melting beds for blast furnaces which have been used heretofore are particularly expensive both in terms of capital costs and operating costs. The installation for the preparation of a fusion bed is extremely complex and raises considerable difficulties with regard to design, operation and maintenance.
Heretofore, iron ore for blast furnace processing has been pretreated by mixing the ore fines with coke or fine coke on an endless conveyor. The mixture was heated red with a gas flame so that combustion began, and air was passed over and through the mixture until the ore particles united to form an agglomerated material. . This is then crushed and reduced to grains before its introduction into a blast furnace.
The process according to the invention is characterized in that sodium carbonate is added to the ore or to the dust during the introduction of these materials into the rotary oven.
Mechanical devices can be used to transform the molten ore into granules during solidification.
In one embodiment of the present invention, the aforementioned mixture is melted in a furnace at a temperature of at least 13000 C and the molten ore is rapidly cooled in a stream of air or water to to produce granules of a porous bed material, of uniform dimensions, and before the introduction of the ore into the kiln, this mixture is preheated to a temperature of the order of 800 to 10,000 C in a rotary kiln which hereinafter referred to as an oven, thanks to the waste gases coming from the first mentioned oven. The mixture is preferably heated to at least 14000 C in the oven.
According to an alternative implementation, iron mixtures are melted in a furnace at temperatures of at least 13000 C and the molten material is then poured into a rotating cylinder through which a stream of air is passed forming granules. of a porous bed material of uniform dimensions.
The present invention also encompasses an installation for carrying out the above process. This installation which includes a preheating oven and a device for introducing ore or dust and soda ash into the oven, an oven for melting the above preheated mixture, a device for introducing gases of waste coming from the furnace into the furnace, and a device for unloading the furnace allowing the exit of a free-falling casting, is characterized in that a longitudinal duct, inclined with respect to the horizontal.
is provided and arranged so that the free-falling casting enters the upper part of the duct, that the duct comprises an impact device arranged to receive the initial impact of said pour within the duct to deflect the casting on along the duct and to disperse it, and that the duct is connected to a device for blowing therein a flow of cooling fluid countercurrent to the movement of the molten material, causing cooling and solidification into rapid granules of the scattered casting.
The preheating device preferably comprises a rotary oven and the ore is preferably introduced into the front end of this oven, where it is mixed with various fluxes to then pass into this oven where the mixture is dried by a counterflow of gas. waste from the furnace, to then go to a rear end of the furnace, where the mixture is preheated by the waste gases to a temperature of the order of 800 to 10,000 C.
The furnace can be a cyclone furnace, which is heated by a fuel oil or coke oven gas burner, and the preheated mixture is introduced into the cyclone furnace, the temperature is raised to about 14000 C and the molten material is then poured from the bottom of the furnace into the solidification device.
The solidification device preferably comprises an inclined rotary cylinder or duct provided at its upper end. a device for introducing the molten mixture into this conduit or cylinder and, at its lower end, a device for promoting a counter-current of air or water flowing in the opposite direction to the flow of ore coming from the oven in this cylinder or duct. The lower part of this is provided with a device for distributing the granules of the fusion bed from this duct or cylinder. When the countercurrent for the rapid cooling of the molten ore is an air stream, the heated air from the upper end of the duct or cylinder, after the rapid cooling, can be directed into the furnace or into the preheater.
The apparatus according to the present invention is described below, by way of example only. and with reference to the accompanying drawings.
Fig. I is a schematic representation of the apparatus according to the invention.
Fig. 2 is a schematic sectional representation of another embodiment of the apparatus according to the present invention.
The preheating device 10 comprises a rotary oven or oven, arranged so that its longitudinal axis is inclined relative to the horizontal. The oven 10 is provided with an internal cylindrical tubular element 11 intended to be rotated about its axis by means of a motor (not shown). The upper end of the tubular element 11 opens into a chimney 12 to allow the exhaust of gases passing through the oven 10. The upper surface of the upper front end 13 of the oven 10 comprises a hopper 14 for the 'introduction of ore and fluxes into the oven 10.
The lower surface of this oven 10 comprises, in the vicinity of its rear end 15, a distribution duct 16 communicating with an upper part of a cyclone oven 17 for the transfer of the material passing through the oven 10 into the cyclone oven. 17.
The cyclone furnace 17 comprises an intermediate cylindrical part 18, disposed vertically and comprising a frustoconical portion 19. of a decreasing section oriented upwards, this portion 18 terminating in a waste gas duct 20, one end of which s' extends from the upper frustoconical portion 19 of the cyclone oven 17 and communicates with the rear end 15 of the rotary oven 10. The lower portion 21 of the cyclone oven 17 also comprises a tapered portion of section decreasing downward from the portion intermediate 18. The cyclone furnace 17 is of a well-known general construction and its lower frustoconical part 21 ends in a pouring duct 22 provided with a device for unblocking the furnace 17 in order to allow the material to be removed. fondue of it.
The pouring duct 22 communicates with a cylindrical and longitudinal rapid cooling or solidification duct 23, which is inclined relative to the horizontal at an angle of about 150, the pouring duct 22 of the cyclone furnace communicating with the duct 23 in the vicinity of the upper end 24 thereof.
This upper end 24 of the duct 23 terminates in a first and a second outlet opening 25 and 26, the first opening 25 communicating with the waste gas duct 20 leaving the cyclone furnace 17 for the passage of air from the duct. cooling down 23 to the waste gas line 20, and from there to the rear end 15 of the rotary oven 10.
The second outlet opening 26 extends from the upper end 24 of the rapid cooling duct 23 and opens into the cylindrical intermediate portion 18 of the cyclone furnace 17. The second outlet opening 26 has, in its end terminating at the cylindrical surface of the shaft furnace 17, a fuel oil or gas coke oven burner 30, as well as a fuel supply duct 31 for this burner, this burner serving to heat the contents of the furnace 17 and to make melt the preheated ore entering this furnace 17 through the distribution duct 16.
The lower end of the rapid cooling duct 23 has a centrifugal fan 33 for supplying a forced draft air stream from this lower end 32 towards the upper end 24 of the duct 23. The lower end 32 of the duct Cooling cooler 23 is also provided with a trap 34 for distributing the granules of the cooled material coming from the duct 23 onto an adjacent conveyor 38 or into a suitable container. The rapid cooling duct 23 is provided with a shock plate 37 consisting of a block of plumbago, disposed in the surface of the duct 23 at a point where the ore strikes the internal surface of this duct, in order to prevent a adhesion of the ore to this internal surface.
The intermediate part 35 of the duct 23 is rotatably mounted in bearings 36 to allow its rotation about its longitudinal axis and it is intended to be controlled by a motor (not shown). The rotation of the intermediate part 35 of the conduit 23 has the effect of tumbling the ore which passes through it. Means are provided for modifying the speed of rotation of the intermediate part 35 of the duct 23, as well as the angle of inclination of this part relative to the horizontal, so that the melting bed discharged at the trap 34 has the desired dimensions and is at the required temperature.
In operation, an iron ore is fed into the hopper 14, as well as a flux, for example lime. The ore leaves the hopper 14 to enter the upper front end 13 of the rotary oven 10, where the ore and the flux are thoroughly mixed.
Due to the inclination of the oven 10 and the rotation of the internal element 11 thereof, the mixture of ore and lime moves towards the rear end 15 of this element 11, passing through an intermediate part of the internal element of this oven, against the counterflow of hot gases entering the oven at the rear end 15 and circulating in this oven in the direction of its front end 13, to exit through the chimney 12.
In the intermediate part of the internal element 11, the mixture of ore and lime is dried by the hot gases which move therein and, at the rear end 15 of the oven 10, the mixture is preheated to a temperature of the order of 800 to 1000n C thanks to the hot exhaust gases entering the oven 10 from the cyclone furnace 17 and from the rapid cooling duct 23. The continued rotation of the element il of the rotary oven causes the mixture of ore to pass from the body of the oven into the distribution duct 16 extending from this oven 10 to the cyclone oven 17.
In the cyclone furnace 17, the preheated ore is further heated to its melting point by the fuel oil or gas burner 30 and the molten ore is poured through the lower part 21 of the furnace into the rapid cooling duct 23 where it is rapidly cooled by the flow of air rising in the cooling duct 23. The rotation of the cylindrical part 35, in combination with the action of the flow of cooling air, results in the formation of a porous bed material of uniform dimensions. The solidified bed material collects at the lower end 32 of the cooling duct 23 and exits the latter through the hatch 34, to be collected either on a conveyor 38 or in a suitable container.
The air passing through the rapid cooling cylinder 23 is obviously heated as it cools the molten material exiting the cyclone furnace 17, and a certain quantity of heated air exits through the second outlet duct 26 for go into the cyclone furnace 17, where it is still heated to a high temperature, and then it exits the furnace 17 through the waste gas duct 20. The first outlet duct 25 of the rapid cooling duct 23 communicates with the waste gas line 20 from the cyclone furnace 17 to the rotary oven 10 and air from the cooling line 23 is mixed with the waste gas leaving the cyclone furnace 17 and thus enters the end rear 15 of the rotary oven 10.
Fig. 2 illustrates an alternative embodiment of the method according to the present invention.
As in the previous case, the rotary oven 10 is inclined at a certain angle relative to the horizontal, its upper end 13 opening into a vertical chimney 12. The hopper 14 is intended to feed the material into the oven 10 at the junction of the upper end 13 thereof and of the chimney 12. The material entering the tube 10 is driven by the rotary element 1 1 and heated as described above.
This material is discharged from the rotating element 11 directly into the furnace 17 through a vertical duct 20. The material is then melted in the furnace 17 by means of a burner 30 and this molten material is poured from this furnace 17 through a hole. casting 41 in the upper end 24 of a duct 23.
The stream of molten material exiting the taphole 41 strikes a plumbago impact member 37 and then passes through the inclined rotating cylinder 35. The fan 33 provides a forced draft of air into the lower end 32 of the cylinder 35 for cooling. the material flowing through this cylinder 35. The angle of inclination and the speed of rotation of the cylinder 35 is such that the melt bed exiting on the conveyor 38 is at the desired temperature and has the desired particle size.
The forced draft crazy mid in the cylinder 35 thanks to the fan 33 rises in this cylinder against the current with respect to the material circulating therein. The air is heated as it moves in this cylinder 35 and in the duct 23, and it leaves the latter at its upper end 24 through the duct 26 to enter the oven 17 in the vicinity. of the burner 30. The air is still heated during its passage through the oven 17 and it leaves the latter through the duct 20 to enter the lower end 15 of the oven 10. The hot gases pass into the 'oven l () against the current with respect to the circulation of the material and they are used to preheat the latter.
The gases leave the oven 10 through the chimney 12 and they are then discharged to the atmosphere.
It will be appreciated that a considerable saving in heat is achieved by using the method and apparatus of the present invention. The following Tables I and II show the heat requirements for the individual process steps in the processes for preparing melt beds used heretofore.
Tables 111 and IV given below show the heat requirements of the process according to the present invention.
It will be understood from the following tables that the heat requirements for the process of the present invention are between those of the agglomeration system and the grain-forming system, provided for the preparation of melt beds heretofore. The amount of fuel oil per ton of product will be between 4.3 and 9 gallons for the process of the present invention.
No treatment of the ore before its introduction into the preheating device is necessary in the process of the present invention. All dimensions of material can be melted after passage of the ore in the oven, because this ore will enter the melting furnace at a temperature of the order of 10,000 C and it will only need to be heated by around 3000 C more to reach the temperature of 13000 C for the easy melting of the material.
The strength of the melt bed material formed in accordance with the present invention is greater than that of the grains formed by the methods used heretofore. The process of the present invention enables the formation of a self-melting melt bed, which will not easily break up during handling. Further, it has been found that the reduction in ore is considerable because a very highly porous product is obtained.
By the addition of suitable fluxes to the iron ore or iron-containing material, the chemical characteristics of the produced melt bed can be improved. The process can be used for iron ore containing an unacceptable percentage of phosphorus in oxygen steelmaking processes. Reduction of phosphorus is possible with the process used by adding sodium carbonate as a flux to the iron ore before loading into the rotary oven.
In addition to the foregoing, it will be understood that, given the simplicity of the apparatus required for the process of the invention, significantly less investment capital is required for production at a continuous rate. The maintenance costs are lower than those involved by the processes used hitherto because it is no longer necessary to use a crushing plant and a much less complicated transport system is required.
A charge of 5 pounds of sodium carbonate Na2CO and a charge of 95 pounds of ore in hopper 14 of the apparatus described with reference to FIG. 1 produce a melt bed having the following analysis:
The dimensions of the particles of the melt bed, when compared to a typical agglomerate, are given below:
Table l a.
Grid agglomeration:
Operating requirements Heat required, K Cal X 105
Evaporation of 7 01o of water from the ore or
135 kg of water per tonne of ore 135 X 0.6 = 80
Evaporation of make-up water 20 X 0.9 = 10
Heat lost through ore reduction
(95% reduction) 57
Sensible heat in agglomerated coke at
discharge assuming a temperature
average of 6500 C 630 X 1700 X 0.00023 = 245
Assuming 1.7 tonnes of coke / tonne of sinter
meré, sensible heat lost in gases
of scrap assuming 2200Nm3 per ton
agglomerate at an average temperature of
1700 C 2200 X 0.00031 X 150 = 100
Start-up loss assuming that part
coke burns to CO 120
620
that is, 24.6 thennies.
Table ll b. Grain formation (rack oven)
Operating requirements Heat requirements
Moisture evaporation 135 X 0.6 = 80
Evaporation of make-up water 20 X 0.9 = 18
Sensible heat in the beans at a tempera
average ture of 100 'C 1000 X 0.0002 X 90 = 18
Sensible heat of the waste gases assuming
2000 Nm at an average temperature of
120n C 2000 in 0.00031 X 100 = 62
Sensible heat of the cooling air in
assuming 800nom3 to 250OC 800 X 0.00031 X 230 = 57
Heat loss 41
276
(i.e. 10.9 therms)
at.
Waste gas recycling in the oven
Operating requirements Heat requirements
Moisture evaporation 135 X 0.6 = 80
Sensible heat of the product 1300 X 1000 X 0.0002 = 260
Sensible heat in the waste gases in sup
using combustion gases only,
namely 420 Nm3 at a gas temperature of
scrap of 1200C 420 X 0.00031 X 100 = 13
Heat losses (5 O / o) 20
373
(i.e. 14.8 therms)
Table IV
b.
Forced draft cooling of the product. using surplus preheated air for the oven
Operating requirements Heat requirement
Moisture evaporation 135 X 0.6 = 80
Sensible heat of the product 260
Sensible heat lost in waste gases
recycled at 7000 C 920 X 0.00031 X 700 = 200
60
Sensible heat of waste gases,
to know
920 Nmn at waste gas temperature
from 1200C 920 x 0.00031 X 100 = 29
Heat losses (i.e. 5 / o) 9
178
(i.e. 7.1 therms)
Fe Fe2O4 CaO SiOs Al.O 2 MgO Mn P S
Initial ore analysis 60.3 77.82 3.60 6.32 0.95 1.89 0.20 0.92 0.002
After treatment by this method with
sodium carbonate 59.0 79.98 2.7 6.92 1.68 4.54 0.14 0.41 0.004
The dimensions of the particles in the melt bed.
when compared to a typical chipboard, are given below after
-1/8 "1/8" - 1/4 "1/4" - 1/2 "+ 1/2
Melt bed produced by the new process, o / o 5 11 44 40
Typical chipboard, o / o 6 24 34 36
CLAIM I
Process for the preparation of smelting beds from iron ore or dust in which the ore or dust and fluxes are introduced into a rotary oven (13) where this mixture is preheated by waste gases from a furnace melting (17), the preheated mixture is passed into the furnace (17) to effect its melting, and a flow of molten mixture leaving said furnace (17) is rapidly cooled causing it to solidify into granules,
process characterized in that sodium carbonate is added to the ore or to the pous
when introducing these materials into the oven
rotary (13).
SUB-CLAIMS
1. Method according to claim I, characterized in that up to 5% by weight of sodium carbonate relative to the ore is added.
2. Method according to claim I, characterized in that the molten mixture is cooled with air or water, and the granules are formed by impact on an impact surface.
3. Method according to sub-claim 2, characterized in that the material emerging from the impact surface enters a rotating cylinder in which a current of air is passed against the current relative to the material therein.
circulates.
** ATTENTION ** end of DESC field can contain start of CLMS **.