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" Opération continue de réduction et de fusion de minerais ".
La présente invention est relative à des perfectionnements apportas à la réduction et à la fusion de minerais et en parti- culier elle est relative à la réduction et à la fusion de mine- rai de fer.
Comme on le sait, le procédé classique de production de fer à partir de minerai de fer consiste à faire fondre ce der- nier dans un haut-fourneau. Dans cette, opération, du minerai, du coke et du calcaire sont chargés dans le haut du haut-four- peau à intervalles réguliers. De l'air réchauffé est souffla
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continûment dans le hautifourneau par des tuyères,et ct air provoque la combustion du coke pour former du GO. Le CO agit pour réduire le minerai de fer à l'6tat métallique, le CO sfé- levant à contre-courant par rapport au rainerai descendant qui subit la réduction.
En même temps, la chaleur requise pour la réaction de réduction, et pour la fusion des solides charges, est fournie par la combustion du coke. Par conséquent, la com- bustion du coke sert à atteindre le double but de fournir la chaleur nécessaire et aussi de procurer le gaz réducteur. Une autre fonction remplie par les morceaux de coke consiste encore à tenir la colonne de solides ouverte au courant de gaz vers le haut à travers la cuve en dépit de l'état collant et plas-
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tic ne dans lequel le fer réduit et la scorie ou laitier sont rais lorsque ces natières approchent de la température de fusion.
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Le succès de le. conduite du haut-fourneau dépend de la #orésence d'une quantité suffisante de, morceaux de coke dans la zone de tBnpératur8 de plasticité pour maintenir la charge suffisamment ouverte pour permettre l'échappement ascendant des gaz de com- bustion engendrés dans le creuset.
On se rendra donc compte que dans cette opération de fu- sion de minerai de fer au haut-fourneau, le coke employé doit
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ovoir Ces caractéristiques -)art premier lieu, il doit avoir une teneur en cendre relativement faible et ne pas être souilla par des proportions excessives de matières qui se- raient nuisibles dans licier fiai, telles que le soufre. Un fait au moins aussi important est que le coke doit posséder une
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haute résistance Jic..e,:
, afin que le poids de la charge n'- crase pas le coke en une nasse fortement tôSS3f', détruisant insi les canaux et passages nécessaires pour D'8ch8r 1* obstruc- tison ou t:'D-corge:r>1ent du haut -fourneau. tu coke métallurgique convenable pour la fusion de pine- rai de fer pour forüer de la fonte brute ou en gueuses est coût- teuse-, son prix étant de l3 la toi . Il faut en outre sou-
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ligner que la conduite classique du haut-fourneau pour faire fondre une bonne qualité de minerai de fer exige l'emploi d'en- viron 1700 livres de coke métallurgique pour produire une ton de fonte.
Par conséquent, le coût du coke représente une partie très importante du coût de production de la fonte.
Il n'a pas été possible dans le passe de produire de la fonte ou de l'acier en l'absence de coke métallurgique sauf par des procédas coûteux et non entièrement satisfaisants, impli- quant. la production de fer spongieux ou éponge de fer dans une première étape, suivie de la fusion du fer spongieux dans une deuxième étape.
On comprendra qu'à cause de ses caractéristiques physiques, il est extrêmement difficile de faire fondre du fer spongieux sur une grande échelle par d'autres moyens que les procèdes au four électrique à cause de la nécessité d'exclure l'oxygène de la zone de fusion.
Le métal spongieux est d'une nature poreuse, de sorte que sa densité est faible et qu'il tend à flotter à la surface d'une nasse fondue jusqu'à ce qu'il soit liquéfié;
en outre, sa porosité le rend très susceptible de réoxydation par des gaz contenant de l'oxygène, ou de tren- des proportions de CO2 ou de vapeur d'eau. en outre, la marche économique du haut -fourneau est en général limitée au traitement d'un minerai de calibre relative- ment gros, étant donné que los fins calibres de minerai sont soufflés en l'air hors de la cuve du haut-fourneau par la très grande vitesse des gaz sortants.
On a pris l'habitude de traiter préalablement les fractions de fin calibre de rainerai, produi- tes inévitablement à un certain degré par 'les méthodes normales mines d'exploitation des xxxxxx, au moyen d'une agglomération d'un type analogue à un frittage ou agglutination, afin de les con- vertir en une charge de haut-fourneau satisfaisante. Ceci re- présente, évidemment,
une dépense supplémentaire. Cependant , la diminution progressive des réseau?; de minerai d'une qualité permettant leur expédition directe et la tendance inévitable à
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1* emploi étendu de minerais pauvres nécessitant un concassage, un broyage et une bonification ou conditionnement augmentent la nécessité d'un, procédé de fusion tolérant des rainerais en par- ticules de fin calibre.
On a invente maintenant un procède continu de fusion de minerais en particules de fin calibre sans emploi de coke métal- lurgique et avec production d'un fer dont la teneur en carbone
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peut #:t w^-. réglée volonté qui, par conséquent, présente des peu être à volonté et oui , par -Pr(,,s-znte des avantages par rapport à la fonte de haut-fourneau ( Qui contient
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normalement 4 - 6 ( de carbone en poids ) pour tout procédé df affinage subséquent;
suivant ce nouveau procédé on peut produire un fer ayant une teneur en carbone tellement faible qu'il peut dans de nombreux cas être employé directement comma acier, pour-
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vu qu'une haute pureté Initiale ( quasi absence de silicU1'l, de phosphore etc..) soit une caractéristique du minerai chargé.
",;1'1 résumé, ce procédé ;.t7 Ct.c: dans une première 0tane ou. '1ta- Ds pri:tl1o.ire., la réduction partielle d'un minerai de far broyé en présence d'une atmosphère G8.zf;:tf.or"lc réductrice produite par combustion incomplète d'un combustible, et pendant que le mine- rai est sous la faille d'une suspension diluée turbulente de par-
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ticules dans ladite matière gazGif'OI'ill8.
Dan.s ce procédé, en un intervalle de temps extrême rient court, dans les conditions de travail réunies, le ruinerai est réduit partiellement à l'état ferreux et fondu, après quoi il passe par uns seconde étape où
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la réduction de l'oxyde ferreux fondu à l'4tat métallique s'ac- complit 5 comme cela apparaîtra plus en détail ci-après.
Dans les dessins ci-annexés , on a représenté schématique -
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ment sur la figure li une forne d'appareil dans laquelle la paré- sente invention peut être mise en oeuvre; sur la figure 2, on a représenté une coupe suivant la ligna A - A de la figure 1; sur la figure 3, on a représenté une coupe suivant la ligne 3 - B
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de la figure 1; sur la figure 4, on cl représenté 0 cou, ver- tloc,l0' el 'uLle variante, adoptée de préférence, du, dispositif de
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réduction et de fusion représenté sur la figure 1;
sur la figu- ere 5, on a représenté une coupe transversale suivant la ligne A - A de la figura 4; et sur la figure 6 on a représenté une coupo transversale- suivant la ligne B - B de la figure 4.
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Lo procédé selon la présente invention va naintenant être décrit en détail relativement à la réduction et à la fusion d'
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un concentré de ninerai de fer.
Sur la figure 1, on représenté un ai5seau récipient (1) dans lequel cette opération est effectuée, me trente d'ali- mentation (3) contient un concentré de minerai de haute pureté à l'état divisé, cornue on peut en produire à partir de minerai magnétique par des procédés de concentration magnétique connus, ou comme on peut en trouver à l'état viarge dans différents gi-
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sements, notament au Brésil et au Venezuela.
De préférence, le minerai est broyé de nenlère qu'il ait une dimension, de parti- cules comprise dons les limites entre lesquelles il peut ttre fluidifié, c'est-à-dire en descendant d'un naxinun d'environ
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1/4 de pouce de diamètre pour aller jusqu'à des particules pul- vérulentes dont la finesse peut atteindre 5 microns ou moins.
Un calibre de particules préférable est compris entre 20 microns
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et r3qyrc.âmt.vêemt un huitième de pouce de diariètre. Dans les minerais concentrés par des moyens magnétiques, la dimension de particules requise pour une séparation efficace du minerai et de la gangue est plus petite que celle requise nécessairenent pour le procédé de réduction et de fusion suivant l'invention, et le minerai concentré ainsi séparé peut être employé directe- ment sans calibrage ultérieur.
Le rainerai broyé est retiré de
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la trémie (2) par un tuyau vertical (4) et est déchargé de mua- nière réglable par une vanne (5) de cs tuyau (4) dans de l'air réchauffé amené par une conduite (6). De l'oxygène ou de l'air enrichi en oxygène peut aussi être employé dans la conduite (6).
Gomme d'habitude, la conduite verticale est pourvue d'uns ou plu- sieurs prises de gaz (7) dans lesquelles de lents courants de
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gaz peuvent être déchargée dans le but de maintenir la fluidité du minerai s'écoulant vers le bas. Le minerai de fer finement divisé est ensuite transporté en suspension diluée dans l'air, par la conduite (6), dans le récipient (1), où il existe, dans la partie supérieure du récipient sous la forme d'une suspen- sion diluée de petites particules dans des gaz chauds de nature faiblement réductrice.
L'air entrant qui a été réchauffé à une haute température, de préférence de l'ordre de 1500 - 2000 F, rencontre dans la partie supérieure du récipient (1) des gaz partiellement brûlés qui y sont montés en provenance du bas du récipient, comme cela sera décrit ci-après. Ces gaz, qui sont de nature fortement ré- ductrice, contiennent des proportions considérables de CO et de H2, et subissent une combustion plus poussée avec l'air in- troduit par la conduite (6) pour engendrer les gaz faiblement réducteurs formant l'atmosphère de la partie supérieure du ré- cipient (1), en dégageant en même temps une grande quantité de chaleur.
Généralement, une quantité supplémentaire de chaleur est nécessaire et celle-ci est fournie par introduction, par une conduite (8), d'un gaz combustible, tel que du méthane ou du gaz naturel, la température du gaz combustible entrant étant de préférence de l'ordre de 700 à 1300 F.
La combustion dans la partie supérieure du récipient (1) des gaz venant d'en dessous et du gaz combustible auxiliaire sert à élever la température du minerai chargé et des courants gazeux entrant par les conduites (6) et (8) à un niveau de tem- pérature d'environ 2500 - 3000 F, et de préférence d'environ 2800 F. L'effet de la nature faiblement réductrice des gaz pro- duit par action réciproque de l'air avec le gaz ascendant et le combustible auxiliaire, est de provoquer une réduction rapide mais limitée du minerai de fer finement divisé en oxyde ferreux; et comme le niveau de température maintenu dans le récipient (1) est supérieur à la température de fusion de cet oxyde inférieur,
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il se produit une fusion pratiquement aussi rapidement que la réduction partielle a lieu.
L'oxyde ferreux liquide formé an se séparant de la suspension gazeuse, est recueilli dans un bain (10) disposé à la base du récipient (1). Ledit oxyde ferreux peut être facilement séparé par gravité de la matière gazéifor- me en raison de la forte densité de l'oxyde ferreux liquéfié et de sa tendance, inhérente à la nature des liquides, de for- mer des gouttelettes conidérablement plus grandes que les parti- cules de minerai originales.
Une réduction partielle des particules de minerai de fer dans la partie supérieure du récipient (1) a lieu dans une période de temps extrêmement courte après qu'elles ont rencon- tré l'atmosphère réductrice à une température élevée. Aussi, l'oxyde ferreux est fondu pratiquement simultanément à sa forma- tion. Le temps de séjour moyen de toute particule donnée de mi- nerai dans la suspension diluée avant la réduction, peut être aussi court qu'une fraction de seconde, et le temps de séjour des gaz dans la partie supérieure du récipient (1) doit seule- ment être suffisant pour permettre la formation de la réduction et de la fusion et faciliter le grossissement des gouttelettes de liquide jusqu'à une dimension qui les rende aisément sépara- bles.
Comme on l'a indiqué précédemment, l'oxyde ferreux fondu, après sa séparation d'avec la suspension gazeuse, descend dans le bain (10). Le bain d'oxyde ferreux y est soumis à une autre réduction en déchargeant dans le fond du bain de l'air qui pé- nètre en (11) et du gaz combustible, tel que du méthane, qui pé- nètre en (12). L'air est réchauffé à une température élevée, de préférence à environ 1500 -2000 F., tandis que le méthane est également réchauffé à une température comprise de préférence entre 700 et 1300 F. Le rapport entre l'air et le gaz com- bustible est limité de manière que, par leur action réciproque ou réaction, ils produisent un gaz de nature hautement réduc-
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trice, accompagné du dégagement d'une grande quantité de cha- leur.
Ce gaz réducteur complète la réduction de l'oxyde ,- fer- reux en fer métallique qui est retiré par l'ouverture (13).
Une méthode pour effectuer l'introduction dans le bain (10) de l'air et du gaz entrant par les conduites (11) et (12) est mise en lumière par la figure 1. Un faux fond perforé (20) en matière réfractaire est placé au-dessus de la base (21) et également au-dessus d'une cloison réfractaire (22), placée entre le fond (20) et la base (21) et formant des chambres (23) et (24) dans lesquelles l'air et le gaz combustible entrants sont déchargés. Les conduits (25) de nature réfractaire relient la chambre (24) au bain de matière fondue (10) en passant à travers la cloison (22) et le fond (20), et le gaz combustible entre par
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ces conduits.
Les conduits (25) coïncident avec des perforations ou lumières (26) du fond (20) qui sont de plus grand diamètre que les conduits, fornant ainsi des espaces annulaires par les- quels l'air est déchargé dans le bain de matière fondue. Comme cela a été indiqué, les éléments venant en contact avec les gaz chauds et la masse fondue subissant une réduction sont construits en matière réfractaire ou en sont revêtus. Le fond et la cloison perforés (20 et 22) sont utilement supportés par des supports en matière réfractaire ou en métal ( non représentas dans cette vue schématique ) reposant à leur tour sur la base (21).
Le mé- tal fondu du bain (10) est empêché de s'écouler vers le bas par les conduits (25) et les lumières (26) par l'afflux continu de gaz arrivant par là, d'une manière similaire à la marche des convertisseurs Bessemer. Les conduits (25) et les lumières (26) sont de préférence construits de manière que leur section trans- versale aille en augmentant dans le sens du courant, à la maniè- re de la section divergente d'une tuyère de Venturi. Une vue en plan suivant la ligne A - A de la figure 1 est représentée par la figure 2.
Bien que le fer puisse être retiré du bain (10) au bas du récipient de fusion comme composant unique d'un seul courant, il faut tenir compte du fait que le fer fondu est habituellement accompagné d'une quantité de laitier plus ou moins grande selon la pureté da la charge de minerai. On peut accomplir une sépara- tion du fer du laitier en transportant le produit retiré dans une zone en repos, de sorte que le fer se déposera en une phase liquide inférieure et le laitier fondu se rassemblera en une phase liquide supérieure. Le fer peut alors être retiré facile- ment de la zone en repos séparément par rapport au laitier.
Toutefois, comme variante, dans le cas où du laitier ac- compagne le fer, on peut les séparer aisément dans le bain (10) dans le bas du récipient (1) en s'arrangeant pour que l'air et le gaz combustible soient refoulés dans ledit bain (10) en un
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point situé au-dessus du fond par des tuyères disposées sur la périphérie du récipient de manière à permettre la formation d' une zone en repos dans le bas dudit bain (10), ce qui permettra la stratification du laitier et du fer métallique et l'enlève- ment des deux produits, séparément.
On peut déclarer qu'au lieu de décharger le minerai dans le courant d'air (6) comme cela est montré, on peut le charger directement dans la suspension diluée contenue dans le récipient (1), l'air étant ajouté séparément. L'invention comprend aussi dans son cadre la combinaison du gaz combustible auxiliaire en- trant par la conduite (8) avec le courant d'air de la conduite (6) avant leur entrée dans le récipient.
Il est généralement préférable d'introduire l'air arrivant par la conduite (6) en un point situé un peu au-dessus de la partie supérieure du bain (10), comme cela est indiqué sur la figure 1, de mainère à ne pas fournir l'occasion à une atnos- plière oxydante, résultant du mélange momentanément incomplet du courant d'air avec le gaz montant, d'entrer en contact avec la surface supérieure du bain (10).
Dans la partie supérieure du récipient de réduction (1), on a aussi indiqué un séparateur de matière entraînée (17) qui sert à aider à séparer des gaz se dirigeant vers le haut et sor- tant finalement de la cornue par la conduite (18), des particu- les solides ou liquides ou des particules des deux formes en- traînées par ces gaz. Des briques réfractaires posées comme dans un empilage de régénérateur constituent une disposition conve- nable pour un séparateur de ce genre. Les gaz passant par ce sé- parateur sont obligés de s'écouler suivant un trajet tortueux, ce qui a pour effet de séparer la matière entraînée d'avec les gaz et de la faire retomber sous l'effet de la pesanteur vers le fond du récipient.
La figure 3 représente une coupe transver- sale de le figure 1 suivant les lignes B - B. Elle met en lumiè- re le mode de construction du séparateur de matière entraînée
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(17).
Bien que sur le croquis schématique de la figure 1 l'équi- pement réfractaire de séparation des particules entraînées soit situé dans la partie supérieure du récipient de réduction et de fusion (1), on comprendra que pour des raisons de construction il est préférable d'installer cet équipement près du récipient de réduction et de fusion ou dans une zone annulaire entourant la partie supérieure du récipient (1).
Les gaz contenant de la matière entraînée sont, de préférence, dirigés vers le bas à travers le séparateur installé ainsi comme appareil auxiliaire, ce qui contribue à l'efficacité avec laquelle le liquide séparé est recueilli et renvoyé au bain (10). quant aux gaz chauds s'échappant par la conduite (18), ils contiennent une chaleur sensible considérable et un peu de- chaleur chimique, et, pour des raisons d'économe, ces gaz se- ront,de préférence,dirigés vers des brûleurs secondaires, des échangeurs de chaleur, des chaudières à chaleur perdue, etc.
afin de récupérer une partie Importante de la chaleur que ces gaz contiennent, En particulier, ces gaz peuvent être employés en partie pour réchauffer l'air et le gaz combustible envoyés dans le récipient de réduction et de fusion (1). en ce qui concerne l'introduction d'air et de gaz combus- tible par les conduites (11) et (12), d'autres méthodes d'intro- duction dans le bain (10) des gaz nécessaires à la réduction finale à l'état fondu peuvent être employées.
Par exemple, l'air et le gaz combustible injectés dans le bain (10) peuvent être introduits, à partir de conduits de distribution séparés entou- rant la partie inférieure du récipient (1), par des conduites séparées entrant dans le récipient (1) sur la périphérie de ce- lui-ci. Ces points d'introduction seront situés au-dessous de la surface du bain (10), nais de préférence à quelque distance du fond du récipient (1) de manière qu'une zone en repos pour la séparation du métal et du laitier soit ménagée.
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11 rentre également / dans le cadre de l'invention d'accom- plir l'opération de réduction finale par contact à contre-cou- rant de gaz fortement réducteurs avec du minerai partiellement traité s'écoulant vers le bas à l'état fondu. Ainsi, on peut interposer entre les conduites (6) et (8) et le bain (10) une surface réfractaire installée à la façon d'un empilage comme dans le séparateur (17), qui soit ouverte tant au courant des gaz qu'à celui des liquides. La matière fondue produite dans la partie supérieure du récipient (1) et descendant sur une surface réfractaire de ce type est distribuée sur elle et s'écoule vers le bas sous la forme d'un mince courant de liquide, retombant finalement dans le bain de liquide (10).
Le gaz combustible et l'air arrivant par les conduites (11) et (12) sont, de préfé- rance, introduits dans ce type d'opération en plusieurs points périphériques situés au-dessus du niveau du liquide du bain (10). Les gaz fortement réducteurs produits par l'action réci- proque des deux courants s'élèvent ensuite en passant par la surface réfractaire, à contre -courant par rapport au courant descendant de matière fondue incomplètement réduite ( distri- buée sur ladite surface ) . La réduction est complétée par ce contact, de sorte que le bain (10), dans cette application, de- vient simplement une zone collectrice et séparatrice,
de laquel- le le laitier et le métal produit peuvent être retirés séparé- ment. la surface réfractaire peut par exemple consister en ma- çonnsrie faisant partie intégrante de la structure du récipient (1) ou elle peut consister simplement en morceaux sphéroîdaux ou nodules de natière réfractaire flottant librement à la sur- face de la matière fondue du bain (10).
On remarquera que cette surface réfractaire ne supporte pas le poids d'une charge solide, comme c'est le cas pour le coke dans un haut-fourneau et qu'elle n'est pas consumée afin de fournir les gaz réducteurs.'
Continuant à'discuter la présente invention, on désire fai- re ressortir que le rapport entre l'air et le méthane ou autre
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@ combustible déchargé dans le récipient (1) doit être maintenu dans certaines limites afin d'obtenir les atmosphères désirées à l'Intérieur du récipient.
Comme on le sait bien, la combus- tion d'hydrocarbures avec l'air a pour conséquence la formation d'anhydride carbonique, d'oxyde de carbone, de vapeur d'eau et d'hydrogène. Les rapports entre 1' anhydride carbonique et 1' oxyde de carbone et entre le vapeur d'eau et l'hydrogène dans les gaz employas pour la réduction de la phase liquide à l'état Métallique doivent être inférieurs respectivement à 0,3 et 1,5, lorsqu'il s'agit do réduire de l'oxyde ferreux.
Ceci peut être assuré à l'aide d'un gaz naturel typique par emploi d'un rapport en volume entre l'air et le gaz combustible compris entre environ 2/1 et 2,5/1 pour les gaz entrant par les condui- tes (11) et (12). Les gaz arrivant vers le haut dans la suspen- sion diluée seront fortement réducteurs pour les oxydes de fer supérieurs déchargés dans ladite suspension diluée.
Comme cela a été révèle plus haut, il sera habituellement nécessaire d'a- jouter de l'air et du gaz combustibles supplémentaires respec- tivement par les conduites (6) et (8), pour fournir de la cha- leur supplémentaire à la suspension diluée. Dans cette hase diluée supérieure, la,
quantité relative d'air et de gaz combus- tible ajoutés doit être telle que le rapport entre le CO2 et le COetentre la vapeur d'eau et l'hydrogène dans les gaz sortant de ladite suspension diluée soient respectivement supérieurs à environ 0,3 et inférieur à 12 et supérieur à 1,5 et Inférieur à 50.
on peut généralement obtenir ce résultat en introduisant Dans la partie supérieure du récipient (1) par la conduite (6) de 50 à 80 % de l'air total déchargé dans le récipient, et en Maintenant le rapport entre l'air et le conbustible dans les gaz introduits par les conduites (6) et (8) entre environ 10/1 et 20/1.
Une autre forne d'appareil dans lequel la présente inven- tion peut être mise en oeuvre est représentée sur les figures
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4 à Dans cette variante, il est prévu des Doyens pour intro- duire de l'air et du gaz combustible, pour séparer le métal fon- du et le laitier l'un de ltautre, pour séparer des gaz les par- pour ticules fondues/entraîner et pour évacuer des gaz combustibles chauds propres, particularités qui diffèrent, dans les détails, des particularités représentées sur les figures 1 à 3 et qui apparaîtront toutes plus en détail ci-après.
Un conséquence, en se référant en détail aux figures 4 à 6, on voit que (100) représente, d'une manière générale, un four de fusion de minerai qui, comme cela est nontré, a uns forme cylindrique et une couronne en forne de dôme.
Le four est, de préférence, monté sur un soubassement ou fondation en béton (101), et la partie supérieure du four est supportée par des poutres en acier (102) ancrées dans ledit soubassement. Le four consiste en une enveloppe ou corps en acier (10%) étanche aux gaz et aux vapeurs, qui est garni inté- rieurement d'une chemise ou garnissage en briques réfractaires (104). Là où on le désire, l'enveloppe en acier peut être re- froidie à l'eau afin de maintenir les températures dans les li- mites admissibles.
Du minerai de fer broyé est introduit par la conduite (1050 ( en acier à garnissage en briques réfractai- res ) en suspension dans un courant de gaz chauds, de nature oxydante, produits par la combustion complète d'une petite par- tie de gaz combustible avec un excès d'air, l'air et le combus- tible étant réchauffés avant la combustion et la température de la suspension résultante étant supérieure à 2000 La con- duite (105) entre dans le four (100) tangentiellement, comme cela est représenté sur la figure 6, provoquant ainsi un écoule- ment cyclonique de matière gazéiforme contenant le rainerai dans le four (100).
Du gaz combustible réchauffé entrant par la conduite (106) est distribué au moyen d'un tuyau de distribution (107) et in- jecté par des conduites à tuyère (108) débouchant au-dessous
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de la surface du bain de liquide (109) naintenu dans le bas du four (100).
De l'air réchauffé entrant par la conduite (110) est distribué au moyen d'un tuyau de distribution (111) et in- jecté par des tuyères (112) au-dessous de la surface du bain de liquide (109) au même niveau que le gaz combustible injecté par les tuyères (108). les courants de gaz combustible et d'air in- jectés sous la surface du bain sont dirigés radialement vers le centre du four (100), comme cela est représenté sur la figure 6, et entrent à un niveau situé un peu au-dessus du fond du four (100), comme cela est représenté sur la figure 4.
L'action réci- proque du gaz combustible et de l'air introduits par les tuyères (108) et (112) sous la surface du bain de liquide produit une grande quantité de chaleur et un gaz fortement réducteur en con- tact intime avec l'oxyde ferreux fondu subissant une réduction dans la zone supérieure du bain (109), qui est maintenu dans un état d'agitation turbulente par les jets de gaz dirigés radiale- ment qui entrent dans cette zone. Les gaz réducteurs chauds par- tiellement utilisés s'échappant du bain (109) vers le haut se mélangent avec les gaz oxydants chauds introduits par la condui- te (105) et avec le minerai en suspension dans ces derniers.
L'action réciproque du gaz fortement réducteur s'échappant vers le haut et des gaz oxydants introduits tangentiellenent libère une grande quantité de chaleur et produit un gaz faiblement ré- ducteur par lequel le minerai introduit par la conduite (105) est réduit à l'état d'oxyde ferreux.
Cet oxyde ferreux est en- suite fondu immédiatement par la chaleur dégagée par la réaction des gaz, Une grande parti? des gouttelettes en fusion descen- dent immédiatement de la suspension gazeuse dans le bain (109). quelques gouttelettes en fusion sont retenues en suspension dans les gez s'élevant dans le four (100). La direction de ces gaz est inversée lorsqu'ils arrivent au contact du dôme du four et ils reviennent en arrière et s'écoulent dans l'espace annulaire (113) qui est remplie de briques réfractaires disposées à la
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panière d'un empilage de récupérateur.
Par l'action combinée de l'écoulement tortueux des gaz dans l'empilage et de la pe- santeur, pratiquement toutes les gouttelettes de métal entrai- nées sont éliminées de la suspension et se rassemblent dans le bain de liquide (114) à la partie inférieure de la section an- nulaire (113). L'oxyde ferreux liquéfié par fusion qui s'accu- mule en ce point déborde par des canaux dirigés radialement et inclinés vers le haut (115) qui traversent la cloison (116) et permettent à l'oxyde ferreux fondu accumulé de s'écouler de nou- veau dans la zone centrale du four (100) et de là dans le bain (109).
L'inclinaison des ouvertures (115) de bas en haut sert à assurer un joint ou fermeture liquide entre la zone intérieure du four (100) et la zone annulaire (113). Des gaz chauds pra- tiquement propres sont retires do la zone ouverte (117) compri- se dans l'espace annulaire (113) au moyen de conduites dirigées radialement (118) qui sont inclinées de bas on haut vers l'ex- térieur. Ces conduites débouchent dans un tuyau collecteur (119) duquel les gaz sont retirés par une conduite (120).
Dans la partie inférieure du four (100), le bain de li- quide (109) comprend, en plus de la zone supérieure turbulente dans laquelle a lieu la réduction d'oxyde ferreux fondu à l'é- tat de métal fondu, une zone inférieure en repos dans laquelle se produit la séparation en deux fractions. La fraction supéri- oure, plus légère, consiste en laitier fondu, qui est retiré périodiquement par une ouverture (121), ordinairement fermée au moyen d'un tanpon d'argile.
La zone inférieure consiste en métal fondu, qui est retiré périodiquement par une ouverture- (122) qui, d'une manière similaire, est ferrée par un t&npon d'argile lorsqu'elle n'est pas en service- .
La description suivante d'une opération typique relative à un rainerai de Fe203 purifia est soumise à titre d'exemple particulier du procédé selon la présente invention.
Toutes les quantités données sont rapportées à une base de 100 Fioles ou
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molécules-grammes de gaz naturel contenant environ. 95 % de CH4 introduit dans le bain liquide d'oxyde ferreux en fusion.
Cinq tons du concentra de minorai finement divise sont mises en sus-
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pension dans 350 moles d'air réchauffa à 1930 F et sont amo- nées par cet air dans la zone de réduction en phase gazeuse tur- bulente. L'air réchauffé réagit dans la zone de' réduction avec des gaz arrivant d'en bas et avec 18 noies de gaz naturel intro- duit dans la zonede réduction gazeuse comme combustible auxili- aire à une température de réchauffage de 1000 F portant ainsi
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à 3.00 F le niveau de température des gaz et du minerai intro- duit.
les gaz produits par la combustion qui a lieu dans/la phase
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gazeuse sont suffisamment réducteurs pour convertir le F"'2 ,.,. en 'C<'4, qui fond sous forno de gouttelettes, est séparé du gaz et recueilli en un bain. Un plus des 1DO noies de gaz naturel, 8±ô m olc s c't'air sont également déchargées dans le mélange fondu.
La réaction entre ces gaz les porte de leur température d'entrée
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de 1003 et de 1933 , respectivement, à une température de 2900 1 et chauffe aussi/ ce niveau de température la FcJ en fu- sion. Xcs gaz passant à travers le bain sont fortement réduc- teurs et transforment le Fe0 fondu Gl'i. Fe métallique, qui est aussi fondu à ce niveau de température. Les gaz quittant la bain sa joignent à la réaction qui a lieu dans la zone. gazeuse supé-
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rieure et la métal fondu est retiré du bain.
La quantité de gaz naturel consumé est de 1S.750 pieds cubes par ton de FE produi- te, une certaine proportion de ce gaz étsnt consacrée à compen- ser les grandes pertes de chaleur qui sont inévitables dans des opérations effectuées à ce niveau de température .
On se rendra compte que, bien que le présent procédé ait
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été décrit relativement à 1* équipement mis en lumière par les figures 1 à 6 et à propos dis la réduction dta-i ninerai de fer pratiquement exempt de gangue, d'autres formes d'appareil at- teignent les marnes fins peuvent être réalisées/et que le procéda
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peut aussi être appliqué à des minerais de fer contenant C3r. t i%;=':7T-
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tantes proportions de gangue ainsi qu'à d'autres types de raine - rai.
I1 convient particulièrement pour des minerais du type dit, à fondants propres, tels que les minerais de fer contenant de la chaux et de la silice étroitement associées, de sorte ou* un fondant fluide- et à bas point de fusion est aisément produit au niveau de température de traitement sans additions supplémne- toires;
riais dans le cas où l'on est en présence de gangue de nature principalement siliceuse, du calcaire ou de la chaux broyée peut être mélangée à la charge de minerai et ajoutée à la zone de réduction gazeuse dans la proportion correcte pour produire un fondant ayant les propriétés désirées.
Dans ce cas, il est particulièrement avantageux de diriger le courant entrant de matière solide de préférées en suspension gazeuse contre des surfaces humectées du produit fondu de réduction primaire de façon que l'action réciproque de la chaux et de la silice de la gangue pour produire un laitier fondant à basse tempéra- ture soit facilitée.
Des minerais de fer non oxydés, tels que, par exemple, les pyrites de fer, ainsi que des minerais non ferreux peuvent aussi être traités au Doyen de la Présente invention, qui est conçue pour être une néthode économique, d'application générale, pour convertir un composé difficilement fusible en un autre composé sisméent fusible,
faire fondre ce dernier et le réduire ensuite à l'état métallique pendant que la matière subissant la réduc- tion est en phase liquide.
On comprendra que les niveaux de tem- pérature employs et les rapports entre l'air et le gaz combus- tible emonée aux zonas de fusion et de réduction finale à l'état métallique différeront pour les diverses substances traitées, mais qu' ils seront déterminés facilement par le calcul ou par des moyens empiriques.
D'une manière générale, les descriptions explicatives qui procèdent ne doivent pas être interprétées conne des limitations de la présente invention, que l'on désire définir uniquement à
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l'aide des revendications qui suivent.
REVENDICATINS.
1.) Procédé de traitementde minerais pour la production d'un produit fondu, dans lequel ledit minorai à l'état divisa est porté à haute température et fondu pendant qu'il est en sus- de pension diluée dans des gaz chauds résultant/1' action récipro- que ou réaction d'un gaz combustible et d'un gaz contenant de l'oxygène.
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"Continuous operation of reduction and smelting of ores".
The present invention relates to improvements made to the reduction and smelting of ores and in particular it relates to the reduction and smelting of iron ore.
As is known, the conventional method of producing iron from iron ore consists in melting the latter in a blast furnace. In this operation, ore, coke and limestone are loaded into the top of the blast furnace at regular intervals. Heated air is blown
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continuously in the blast furnace through nozzles, and the air causes the coke to burn to form GO. The CO acts to reduce the iron ore to a metallic state, with the CO rising against the current of the descending ore which undergoes the reduction.
At the same time, the heat required for the reduction reaction, and for the melting of the solid fillers, is provided by the combustion of the coke. Therefore, the combustion of coke serves the dual purpose of providing the necessary heat and also of providing the reducing gas. Yet another function performed by the coke lumps is to keep the column of solids open to the upward flow of gas through the vessel despite the sticky and plastic state.
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tic ne in which the reduced iron and the slag or slag are raised when these materials approach the melting temperature.
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The success of the. The operation of the blast furnace depends on the presence of a sufficient quantity of coke lumps in the zone of plasticity tBnperatur8 to maintain the charge sufficiently open to allow the upward escape of the combustion gases generated in the crucible.
We will therefore realize that in this operation of smelting iron ore in the blast furnace, the coke used must
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ovoir These characteristics -) Art firstly, it must have a relatively low ash content and not be contaminated by excessive proportions of materials which would be harmful in the fiai, such as sulfur. At least as important a fact is that coke must have a
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high resistance Jic..e ,:
, so that the weight of the charge does not crush the coke in a strongly tôSS3f 'trap, thus destroying the channels and passages necessary for D'8ch8r 1 * obstruction or t:' D-corge: r> 1ent du blast furnace. The metallurgical coke suitable for the smelting of iron ore to forge pig iron or pig iron is expensive, its price being 13%. It is also necessary to
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It should be noted that the conventional blast furnace operation for smelting good quality iron ore requires the use of about 1700 pounds of metallurgical coke to produce a pig iron tone.
Therefore, the cost of coke is a very large part of the cost of producing pig iron.
It has not been possible in the past to produce cast iron or steel in the absence of metallurgical coke except by expensive and not entirely satisfactory procedures. the production of spongy iron or sponge iron in a first step, followed by the melting of the spongy iron in a second step.
It will be understood that because of its physical characteristics, it is extremely difficult to melt sponge iron on a large scale by means other than electric furnace procedures because of the need to exclude oxygen from the zone. fusion.
Spongy metal is porous in nature, so that its density is low and it tends to float on the surface of a molten trap until it is liquefied;
in addition, its porosity makes it very susceptible to reoxidation by gases containing oxygen, or by thirty proportions of CO 2 or water vapor. furthermore, the economic operation of the blast furnace is generally limited to the processing of a relatively large size ore, since the fine sizes of ore are blown into the air out of the blast furnace vessel by the very high speed of the outgoing gases.
It has become customary to pre-treat fine-grained fractions of rainerai, inevitably produced to some degree by normal mining methods of xxxxxx, by means of agglomeration of a type analogous to one. sintering or agglutination, in order to convert them into a satisfactory blast furnace charge. This obviously represents
an additional expense. However, the gradual decrease in network ?; ore of a quality permitting direct shipment and the inevitable tendency to
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The extensive use of poor ores requiring crushing, grinding and upgrading or conditioning increases the need for a smelting process tolerant of fine-grained grooves.
A continuous process has now been invented for the smelting of ores into fine particles without the use of metallurgical coke and with the production of an iron with a carbon content.
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can #: t w ^ -. regulated will which, therefore, presents little to be at will and yes, by -Pr (,, s-znte advantages over blast furnace cast iron (Which contains
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normally 4 - 6 (carbon by weight) for any subsequent refining process;
by this new process it is possible to produce an iron having such a low carbon content that it can in many cases be used directly as steel, for-
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given that a high initial purity (virtual absence of silicU1'l, phosphorus, etc.) is a characteristic of the loaded ore.
",; 1'1 summary, this process; .t7 Ct.c: in a first 0tane or. '1ta-Ds pri: tl1o.ire., The partial reduction of a milled far ore in the presence of an atmosphere G8.zf;: tf.or "lc reducing produced by incomplete combustion of a fuel, and while the mine is under the fault of a turbulent dilute suspension of par-
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ticules in said gas material Gif'OI'ill8.
In this process, in an extremely short time interval, under the working conditions combined, the ruin is partially reduced to the ferrous state and molten, after which it passes through a second stage where
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the reduction of the molten ferrous oxide to the metallic state is carried out as will appear in more detail below.
In the accompanying drawings, there is shown schematically -
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FIG. 11 shows a form of apparatus in which the related invention can be implemented; in Figure 2, there is shown a section along the line A - A of Figure 1; in Figure 3, there is shown a section along line 3 - B
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of Figure 1; in FIG. 4, there is shown 0 neck, ver- tloc, 10 'the uLle variant, preferably adopted, of the,
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reduction and fusion shown in Figure 1;
in Fig. 5, there is shown a cross section along the line A - A of Fig. 4; and in Figure 6 there is shown a cross section along the line B - B of Figure 4.
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The process according to the present invention will now be described in detail with respect to the reduction and melting of
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a concentrate of iron ninerai.
In FIG. 1 there is shown a container (1) in which this operation is carried out, the thirty feed (3) contains a concentrate of high purity ore in the divided state, which can be produced at from magnetic ore by known magnetic concentration methods, or as can be found in the virgin state in various gi-
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events, especially in Brazil and Venezuela.
Preferably, the ore is crushed so that it has a size, of particles included within the limits between which it can be fluidized, that is to say by descending from a naxinun of about
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1/4 inch in diameter to reach pulverulent particles up to 5 microns or less fineness.
A preferable particle size is between 20 microns
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and r3qyrc.âmt.vêemt one eighth of an inch of diariètre. In ores concentrated by magnetic means, the particle size required for efficient separation of the ore and gangue is smaller than that required for the reduction and smelting process according to the invention, and the concentrated ore thus separated can be used directly without subsequent calibration.
Crushed rainforest is removed from
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the hopper (2) by a vertical pipe (4) and is discharged in an adjustable channel by a valve (5) from this pipe (4) into heated air supplied by a pipe (6). Oxygen or oxygen enriched air can also be used in the pipe (6).
As usual, the vertical pipe is provided with one or more gas outlets (7) in which slow currents of
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gas can be discharged in order to maintain the fluidity of the ore flowing down. The finely divided iron ore is then transported in a suspension diluted in air, through line (6), into the vessel (1), where there is, in the upper part of the vessel in the form of a suspension diluted small particles in hot gases of a weakly reducing nature.
The incoming air which has been heated to a high temperature, preferably of the order of 1500 - 2000 F, encounters in the upper part of the container (1) partially burnt gases which are mounted there from the bottom of the container, as will be described below. These gases, which are of a highly reducing nature, contain considerable proportions of CO and H2, and undergo further combustion with the air introduced through line (6) to generate the weakly reducing gases forming the. atmosphere of the upper part of the container (1), at the same time releasing a large amount of heat.
Generally, an additional amount of heat is required and this is supplied by introducing, through a pipe (8), a combustible gas, such as methane or natural gas, the temperature of the incoming combustible gas preferably being around 700 to 1300 F.
The combustion in the upper part of the vessel (1) of the gases coming from below and of the auxiliary fuel gas serves to raise the temperature of the loaded ore and of the gas streams entering through the pipes (6) and (8) to a level of temperature of about 2500 - 3000 F, and preferably about 2800 F. The effect of the weakly reducing nature of the gases produced by the interaction of air with the rising gas and the auxiliary fuel is to cause a rapid but limited reduction of finely divided iron ore to ferrous oxide; and as the temperature level maintained in the container (1) is higher than the melting temperature of this lower oxide,
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fusion occurs almost as quickly as partial reduction takes place.
The liquid ferrous oxide formed by separating from the gaseous suspension is collected in a bath (10) placed at the base of the container (1). Said ferrous oxide can be easily separated by gravity from the gas-forming material due to the high density of the liquefied ferrous oxide and its tendency, inherent in the nature of liquids, to form droplets considerably larger than those of the liquid. original ore particles.
Partial reduction of the iron ore particles in the upper part of the vessel (1) takes place in an extremely short period of time after they have encountered the reducing atmosphere at a high temperature. Also, the ferrous oxide is melted almost simultaneously with its formation. The average residence time of any given particle of ore in the dilute slurry before reduction, can be as short as a fraction of a second, and the residence time of gases in the upper part of the vessel (1) should alone - be sufficient to allow the formation of the reduction and the melt and to facilitate the enlargement of the liquid droplets to a size which makes them readily separable.
As indicated above, the molten ferrous oxide, after its separation from the gaseous suspension, descends into the bath (10). The ferrous oxide bath is subjected there to further reduction by discharging at the bottom of the bath air which penetrates at (11) and combustible gas, such as methane, which penetrates at (12). . The air is warmed to a high temperature, preferably to about 1500-2000 F., while the methane is also warmed to a temperature preferably between 700 and 1300 F. The ratio of air to gas com- bustible is so limited that, by their interaction or reaction, they produce a gas of a highly reduced nature.
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trice, accompanied by the release of a large amount of heat.
This reducing gas completes the reduction of the oxide - ferrous to metallic iron which is withdrawn through the opening (13).
A method for carrying out the introduction into the bath (10) of the air and the gas entering through the pipes (11) and (12) is brought to light by FIG. 1. A perforated false bottom (20) of refractory material is placed above the base (21) and also above a refractory partition (22), placed between the bottom (20) and the base (21) and forming chambers (23) and (24) in which the incoming air and fuel gas are discharged. The refractory conduits (25) connect the chamber (24) to the molten bath (10) passing through the partition (22) and the bottom (20), and the combustible gas enters through
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these conduits.
The conduits (25) coincide with perforations or openings (26) in the bottom (20) which are of larger diameter than the conduits, thus forming annular spaces through which air is discharged into the bath of molten material. As indicated, the elements coming into contact with the hot gases and the melt undergoing reduction are constructed of or coated with refractory material. The perforated bottom and partition (20 and 22) are usefully supported by supports of refractory material or of metal (not shown in this schematic view) which in turn rest on the base (21).
The molten metal from the bath (10) is prevented from flowing downward through the conduits (25) and the lumens (26) by the continuous influx of gas arriving there, in a manner similar to walking. Bessemer converters. The conduits (25) and the ports (26) are preferably constructed so that their cross section increases in the direction of the flow, similar to the diverging section of a Venturi nozzle. A plan view taken along the line A - A of Figure 1 is shown in Figure 2.
Although iron can be removed from the bath (10) at the bottom of the melting vessel as a single component of a single stream, it should be taken into account that the molten iron is usually accompanied by a greater or lesser amount of slag. depending on the purity of the ore charge. Separation of iron from slag can be accomplished by transporting the withdrawn product to a quiescent zone, so that the iron will settle in a lower liquid phase and the molten slag will collect in an upper liquid phase. The iron can then be easily removed from the quiescent area separately from the slag.
However, as an alternative, in the case where slag accompanies the iron, they can be easily separated in the bath (10) at the bottom of the vessel (1) by arranging for the air and fuel gas to be. discharged into said bath (10) in a
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point located above the bottom by nozzles arranged on the periphery of the container so as to allow the formation of a zone at rest in the bottom of said bath (10), which will allow the stratification of the slag and the metallic iron and the removal of the two products separately.
It can be stated that instead of discharging the ore into the air stream (6) as shown, it can be charged directly into the dilute slurry contained in the vessel (1), the air being added separately. The invention also includes within its scope the combination of the auxiliary fuel gas entering through the pipe (8) with the air stream from the pipe (6) before they enter the container.
It is generally preferable to introduce the air coming in through the pipe (6) at a point situated a little above the upper part of the bath (10), as indicated in figure 1, from hand to hand. to provide an opportunity for an oxidizing atom, resulting from the momentarily incomplete mixing of the air stream with the rising gas, to come into contact with the upper surface of the bath (10).
In the upper part of the reduction vessel (1) there is also indicated an entrained material separator (17) which serves to help separate upward gases which eventually exit the retort through the line (18). ), solid or liquid particles or particles of both forms entrained by these gases. Refractory bricks laid as in a regenerator stack are a suitable arrangement for such a separator. The gases passing through this separator are forced to flow in a tortuous path, which has the effect of separating the material entrained from the gases and causing it to fall back under the effect of gravity towards the bottom of the tank. container.
Figure 3 shows a cross section of Figure 1 along lines B - B. It shows the construction method of the entrained material separator.
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(17).
Although in the schematic sketch of Fig. 1 the refractory equipment for separating entrained particles is located in the upper part of the reduction and melting vessel (1), it will be understood that for constructional reasons it is preferable to '' install this equipment near the reduction and fusion vessel or in an annular area surrounding the top of the vessel (1).
The gases containing entrained material are preferably directed downwardly through the separator thus installed as an auxiliary apparatus, which contributes to the efficiency with which the separated liquid is collected and returned to the bath (10). as for the hot gases escaping through the pipe (18), they contain a considerable sensible heat and a little chemical heat, and, for reasons of economy, these gases will preferably be directed towards burners secondary, heat exchangers, waste heat boilers, etc.
in order to recover a significant part of the heat which these gases contain, In particular, these gases can be used in part to heat the air and the combustible gas sent to the reduction and fusion vessel (1). as regards the introduction of air and combustible gas through lines (11) and (12), other methods of introducing into the bath (10) the gases necessary for the final reduction to molten state can be employed.
For example, the air and fuel gas injected into the bath (10) can be introduced, from separate distribution conduits surrounding the lower part of the container (1), through separate conduits entering the container (1 ) on the periphery of it. These points of introduction will be located below the surface of the bath (10), but preferably at some distance from the bottom of the container (1) so that a zone at rest for the separation of the metal and the slag is provided. .
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It is also within the scope of the invention to accomplish the final reduction operation by countercurrent contact of strongly reducing gases with partially processed ore flowing downward in the molten state. . Thus, it is possible to interpose between the pipes (6) and (8) and the bath (10) a refractory surface installed in the manner of a stack as in the separator (17), which is open to both the gas flow and to that of liquids. The molten material produced in the upper part of the vessel (1) and descending on such a refractory surface is distributed over it and flows downward in the form of a thin stream of liquid, finally falling back into the bath of liquid (10).
The combustible gas and the air arriving through the conduits (11) and (12) are preferably introduced in this type of operation at several peripheral points situated above the level of the liquid in the bath (10). The strongly reducing gases produced by the reciprocal action of the two streams then rise through the refractory surface, countercurrently to the downward stream of incompletely reduced molten material (distributed over said surface). The reduction is completed by this contact, so that the bath (10), in this application, simply becomes a collecting and separating zone,
from which the slag and the metal produced can be removed separately. the refractory surface may for example consist of masonry forming an integral part of the structure of the vessel (1) or it may consist simply of spheroidal pieces or nodules of refractory material floating freely on the surface of the molten material of the bath (10 ).
It will be appreciated that this refractory surface does not support the weight of a solid filler, as is the case with coke in a blast furnace and that it is not consumed in order to provide the reducing gases.
Continuing to discuss the present invention, it is desired to emphasize that the ratio between air and methane or the like
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@ fuel discharged into the container (1) must be kept within certain limits in order to obtain the desired atmospheres inside the container.
As is well known, the combustion of hydrocarbons with air results in the formation of carbon dioxide, carbon monoxide, water vapor and hydrogen. The ratios between carbon dioxide and carbon monoxide and between water vapor and hydrogen in the gases used for the reduction of the liquid phase to the metallic state must be less than 0.3 and 1, respectively. 5, when it comes to reducing ferrous oxide.
This can be achieved with typical natural gas by employing a volume ratio of air to fuel gas of between about 2/1 and 2.5: 1 for the gases entering through the pipes. tes (11) and (12). The gases flowing upward into the dilute slurry will be strongly reducing for the higher iron oxides discharged into said dilute slurry.
As disclosed above, it will usually be necessary to add additional air and fuel gas through lines (6) and (8), respectively, to provide additional heat to the heater. diluted suspension. In this upper diluted hase, the,
relative quantity of air and fuel gas added must be such that the ratio between CO2 and CO and between water vapor and hydrogen in the gases leaving said dilute suspension are respectively greater than about 0.3 and less than 12 and greater than 1.5 and less than 50.
this can generally be obtained by introducing into the upper part of the container (1) via line (6) from 50 to 80% of the total air discharged into the container, and by maintaining the ratio between the air and the fuel in the gases introduced by the pipes (6) and (8) between approximately 10/1 and 20/1.
Another form of apparatus in which the present invention can be implemented is shown in the figures.
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4 to In this variant, Deans are provided to introduce air and fuel gas, to separate the molten metal and the slag from each other, to separate the molten particles from the gases / entrain and to evacuate clean hot combustible gases, features which differ, in detail, from the features shown in FIGS. 1 to 3 and which will all appear in more detail below.
As a consequence, referring in detail to Figures 4 to 6, it can be seen that (100) represents, in general terms, an ore smelting furnace which, as shown, has a cylindrical shape and a crown in shape. of dome.
The furnace is preferably mounted on a concrete plinth or foundation (101), and the upper part of the furnace is supported by steel beams (102) anchored in said plinth. The furnace consists of a gas- and vapor-tight (10%) steel casing or body, which is lined internally with a refractory brick jacket or lining (104). Where desired, the steel casing can be cooled with water to keep temperatures within allowable limits.
Crushed iron ore is introduced through the pipe (1050 (steel lined with refractory bricks) suspended in a stream of hot gases, of an oxidizing nature, produced by the complete combustion of a small part of the gas. fuel with excess air, the air and fuel being reheated prior to combustion and the temperature of the resulting suspension being greater than 2000 The duct (105) enters the furnace (100) tangentially, like this is shown in Figure 6, thereby causing a cyclonic flow of gas-like material containing the rainerai in the furnace (100).
Reheated fuel gas entering through line (106) is distributed by means of a distribution pipe (107) and injected through nozzle pipes (108) opening below.
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of the surface of the liquid bath (109) held in the bottom of the furnace (100).
Heated air entering through line (110) is distributed through a distribution pipe (111) and injected through nozzles (112) below the surface of the liquid bath (109) at the same. level than the fuel gas injected by the nozzles (108). the streams of fuel gas and air injected below the surface of the bath are directed radially towards the center of the furnace (100), as shown in figure 6, and enter at a level a little above the bottom of the oven (100), as shown in Figure 4.
The reciprocal action of the combustible gas and the air introduced by the nozzles (108) and (112) below the surface of the liquid bath produces a large quantity of heat and a strongly reducing gas in intimate contact with the liquid. The molten ferrous oxide undergoing reduction in the upper zone of the bath (109), which is maintained in a state of turbulent agitation by the radially directed gas jets which enter this zone. The partially used hot reducing gases escaping from the bath (109) upwards mix with the hot oxidizing gases introduced through the line (105) and with the ore suspended therein.
The interaction of the strongly reducing gas escaping upwards and the oxidizing gases introduced tangentially releases a large quantity of heat and produces a weakly reducing gas by which the ore introduced through the line (105) is reduced to the bottom. ferrous oxide state.
This ferrous oxide is then immediately melted by the heat given off by the reaction of the gases. A large part? molten droplets immediately descend from the gas suspension into the bath (109). a few molten droplets are retained in suspension in the gezes rising in the furnace (100). The direction of these gases is reversed when they come into contact with the dome of the furnace and they come back and flow into the annular space (113) which is filled with refractory bricks arranged at the bottom.
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basket of a recuperator stack.
By the combined action of the tortuous flow of gases in the stack and of gravity, substantially all of the entrained metal droplets are removed from the suspension and collect in the liquid bath (114) at the bottom. lower part of the annular section (113). The molten liquefied ferrous oxide which accumulates at this point overflows through radially directed and upwardly inclined channels (115) which pass through the partition (116) and allow the accumulated molten ferrous oxide to flow out. again in the central zone of the furnace (100) and thence in the bath (109).
The inclination of the openings (115) from bottom to top serves to provide a liquid seal or closure between the interior zone of the furnace (100) and the annular zone (113). Nearly clean hot gases are withdrawn from the open area (117) enclosed in the annular space (113) by means of radially directed conduits (118) which slope outwardly upward or downward. These pipes open into a collecting pipe (119) from which the gases are withdrawn by a pipe (120).
In the lower part of the furnace (100), the liquid bath (109) comprises, in addition to the upper turbulent zone in which the reduction of molten ferrous oxide to the state of molten metal takes place, a lower zone at rest in which the separation into two fractions occurs. The upper, lighter fraction is molten slag, which is periodically removed through an opening (121), usually closed with a clay tanpon.
The lower zone consists of molten metal, which is periodically withdrawn through an opening- (122) which, in a similar fashion, is shod with a clay t & npon when not in use.
The following description of a typical operation relating to a purified Fe 2 O 3 rain ore is given as a specific example of the process according to the present invention.
All the quantities given are compared to a base of 100 Vials or
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molecules-grams of natural gas containing approx. 95% of CH4 introduced into the liquid bath of molten ferrous oxide.
Five tones of the finely divided concentra of minorai are suspended
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pension in 350 moles of air warmed to 1930 F and are carried by this air into the turbulent gas phase reduction zone. The heated air reacts in the reduction zone with gases arriving from below and with 18 nodes of natural gas introduced into the gas reduction zone as auxiliary fuel at a reheating temperature of 1000 F thus bringing
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at 3.00 F the temperature level of the gas and ore is introduced.
the gases produced by the combustion which takes place in / the phase
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gaseous are reducing enough to convert the F "'2,.,. to' C <'4, which melts under droplets, is separated from the gas and collected in a bath. One more of the 1DO floods of natural gas, 8 ± ô m olc s c't'air are also discharged into the molten mixture.
The reaction between these gases brings them up to their inlet temperature
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of 1003 and 1933, respectively, to a temperature of 2900 1 and also heats / this temperature level the molten FcJ. The gases passing through the bath are strongly reducing and transform the molten Fe0 into Gl'i. Metallic Fe, which is also molten at this temperature level. The gases leaving the bath join in with the reaction which takes place in the zone. super carbonated
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higher and the molten metal is removed from the bath.
The quantity of natural gas consumed is 1750 cubic feet per ton of FE produced, a certain proportion of this gas being used to compensate for the large heat losses which are inevitable in operations carried out at this temperature level. .
It will be appreciated that although the present process has
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been described in connection with the equipment shown in Figures 1 to 6 and in connection with the reduction of substantially gangue-free iron ore, other forms of apparatus reaching fine marls can be made. and that the proceeded
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can also be applied to iron ores containing C3r. t i%; = ': 7T-
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a large proportion of gangue as well as other types of groove - rai.
It is particularly suitable for so-called clean flux ores, such as iron ores containing lime and silica closely associated, whereby a low melting, fluid flux is readily produced at the level. treatment temperature without additional additions;
However, in the event that gangue of a predominantly siliceous nature is present, limestone or ground lime can be mixed with the ore charge and added to the gas reduction zone in the correct proportion to produce a flux having the desired properties.
In this case, it is particularly advantageous to direct the incoming stream of gaseous slurry preferred solid matter against surfaces moistened with the primary reduction molten product so that the interaction of lime and matrix silica to produce a slag melting at low temperature is facilitated.
Non-oxidized iron ores, such as, for example, iron pyrites, as well as non-ferrous ores can also be treated in the Dean of the present invention, which is intended to be an economical, general-purpose method for converting a difficult-to-melt compound into another seismically-fusible compound,
melting the latter and then reducing it to the metallic state while the material undergoing reduction is in the liquid phase.
It will be understood that the temperature levels employed and the ratios between air and combustible gas emitted in the fusion and final reduction zones to the metallic state will differ for the various substances treated, but that they will be determined. easily by calculation or by empirical means.
In general, the explanatory descriptions which proceed should not be interpreted as limitations of the present invention, which it is desired to define only in terms of
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using the following claims.
CLAIMS.
1.) Process of treating ores for the production of a molten product, in which said minorai in the divided state is brought to high temperature and molten while it is in suspension diluted in hot gases resulting / 1 reciprocal action or reaction of a combustible gas and a gas containing oxygen.