<Desc/Clms Page number 1>
Brevet t'invention. Fusion à grande vitesse dans un four vertical.
La. présente invention concerne un procède de production de ter et d'autres métaux, à partir de leurs minerais, dans un four vertical en chargeant dans celuici, au lieu de coke et d'une matière carbonée ordinaire similaire, des briquettes de charbon denaes et rigides, payant une teneur suffisante en matières volatil..
pour produire de l'hydrogène et la propriété de se convertir en cokes moulée denses et rigides sana craquage ou collage quand on les soumet à la distillation sèche à haute température, et en augmentant la production de métal par une fusion rapide due à l'aotion de l'hydrogène libère des matières volatiles contenues dans les briquettes de charbon, L'inventio@ est un développement du brevet anglais n 959.444 publie le 3 juin 1964, Un but de l'invention est de diminuer le prix de revient de la production.
<Desc/Clms Page number 2>
EMI2.1
-Le preaent inventeur a effectué une expérience aur .'i:;.'.' < j i ' ' 1 " un. opération de haut-fqmmoau, en utilisant les briquette* i,"- . l j ' ', 1 ¯ do charbon indiquées au tableau v<o d'utr natiér*a a ' .' .pri8'. au 'ta'bl8&U 2 dans un pttit haut-fourneau d'un* .1 haàtaur 4* 23 m, d'un volume effectif de 0.33 .3 et d'une ' oapeeoit6 journalière nominale de &50 kg. Le haut-fourneau ;# avait %rois troua d' éohant111ona-g. de 80 am de diamètre à la partie inférieure de la. cuve l'ta60 aup4r1eur) t à la partie centrale du ventre (étage intermédiaire) et à la .. "," ,x, '"'....\ 1"'..t!' ... part.e aentrale dss étal.agea stage infërieur. partie centrale de. étalagea (étage inférieur).. .,]g j -./.
Au oours de l'expérience, %rois opérations furent effea%u608 ' comme suit t dans le oa8 I, on utiliaa seulement du coke oomme matière carbonée pour la charge du fourneau, dans le cas II on utilisa à la foie du oeke et des briquettes,
EMI2.2
dans lea propertiona respeotives de 50 et dans le oaeiTII on n'utilisa que des briquettes de charbon, Les matières premièrea et les résultats de l'expérience sont indiqués aux tableaux 2 à 7 inclusivement.
Tableau 1 Données pour la comparaison des troia opérations.
EMI2.3
<tb>
<tb>
Cas <SEP> Matière <SEP> Fe <SEP> dans <SEP> Fer <SEP> dans <SEP> % <SEP> de <SEP> ré- <SEP> Production <SEP> Briquetcarbo- <SEP> la <SEP> scorie <SEP> la <SEP> castine <SEP> duction <SEP> de <SEP> fonte <SEP> tes <SEP> de
<tb> née <SEP> (%) <SEP> en <SEP> 8 <SEP> H <SEP> chargée, <SEP> de <SEP> Fe0 <SEP> en <SEP> 8 <SEP> h <SEP> oharbon
<tb> (kg) <SEP> par <SEP> 8 <SEP> h <SEP> dans <SEP> la <SEP> (kg) <SEP> chargées
<tb> (kg.) <SEP> castine <SEP> en <SEP> 8 <SEP> h.
<tb> chargée <SEP> (kg)
<tb> 1 <SEP> Coke <SEP> 100 <SEP> 2.92 <SEP> 0.97 <SEP> 0 <SEP> 124.8 <SEP> 0
<tb> Coke <SEP> 50
<tb> II <SEP> Briquet- <SEP> 0.81 <SEP> 1.24 <SEP> 35 <SEP> 173.6 <SEP> 337.5
<tb> tes <SEP> 50
<tb> III <SEP> Briquet- <SEP> 0.98 <SEP> 1.01 <SEP> 3 <SEP> 108.5 <SEP> 880.0
<tb> tes <SEP> 100
<tb>
<Desc/Clms Page number 3>
EMI3.1
Cas Temps de Temp ératu.
Air souflé Hydrogène dégagée séjour re à l'éta- 3 .0) des briquettes de (min) Q supérieur m " '< charbon en 8 h (kg)
EMI3.2
<tb>
<tb> ( C)
<tb> I <SEP> 132 <SEP> 1280 <SEP> 2.3/min.500 <SEP> néant
<tb> II <SEP> 99 <SEP> 1410 <SEP> 2.3/min.500 <SEP> Tout <SEP> l'hydrogène <SEP> a <SEP> été
<tb> dégagé <SEP> dans <SEP> la <SEP> sono <SEP> où
<tb> la <SEP> température <SEP> est
<tb> inférieure <SEP> à <SEP> 1410 C
<tb>
EMI3.3
III 122 1435 2.0/min 501 Beauooup d'hydrogène a
EMI3.4
<tb>
<tb> été <SEP> dégagé <SEP> dans <SEP> la <SEP> zone
<tb> où <SEP> t <SEP> est <SEP> inférieur <SEP> à
<tb> 1435 C, <SEP> mais <SEP> la <SEP> condition
<tb> intensément <SEP> réduotrioe
<tb> du <SEP> four, <SEP> comme <SEP> dans <SEP> le
<tb> cas <SEP> II,
<SEP> n'a <SEP> pas <SEP> été
<tb> indiquée.
<tb>
Tableau 2 Composition chimique des matières premières enfournées.
EMI3.5
<tb>
<tb>
Description <SEP> Dimension <SEP> Compositions <SEP> chimiques <SEP> (%)
<tb> des <SEP> aine <SEP> ¯¯¯¯..
<tb>
EMI3.6
(mm. T.Fe P Si0 A1203 OaO 8 Mn 002 .
EMI3.7
<tb>
<tb> Minerai <SEP> de <SEP> 5-1.5 <SEP> 58.14 <SEP> 1. <SEP> 45 <SEP> 2. <SEP> 23 <SEP> 5. <SEP> 28 <SEP> 0. <SEP> 04 <SEP> 0.04@ <SEP> 0.85
<tb> fer <SEP> de <SEP> Goa
<tb>
EMI3.8
Castine 5-1.5 0.92 0.47 0.21 53.46 0.02 43.71
EMI3.9
<tb>
<tb> Minerai <SEP> de <SEP> 5-1. <SEP> 5 <SEP> 23.12 <SEP> 7.06 <SEP> 1. <SEP> 00 <SEP> 29.4@
<tb> Mn <SEP> indien
<tb>
<Desc/Clms Page number 4>
Tableau 3 Analyse industrielle des matières carbonées enfournées.
EMI4.1
<tb>
<tb> Description <SEP> Dimension <SEP> Cendres <SEP> Matières <SEP> Carbone <SEP> Soufre
<tb> des <SEP> grains <SEP> (%) <SEP> volatiles <SEP> fixe <SEP> total
<tb> (mm) <SEP> (%) <SEP> (%) <SEP> (%)
<tb> Coke <SEP> 20 <SEP> -10 <SEP> 15.82 <SEP> 0.55 <SEP> 83.63 <SEP> 0.62
<tb> Briquettes <SEP> 20 <SEP> x <SEP> 20 <SEP> x <SEP> 13 <SEP> 9.68 <SEP> 43.17 <SEP> 47.15 <SEP> 0. <SEP> 56
<tb> de <SEP> charbon <SEP> forme <SEP> ovale
<tb> Coke <SEP> moulé
<tb> obtenu <SEP> par
<tb> distillation <SEP> 15. <SEP> 68 <SEP> 0.86 <SEP> 83.46 <SEP> 0.54
<tb> à <SEP> seo <SEP> des
<tb> briquettes
<tb> de <SEP> charbons <SEP>
<tb>
Note : (1) Composition en pourcentage de la matière première du coke : charbon à haut pouvoir agglutinant 45%, oarbon à faible pouvoir agglutinant 55%.
(2) Composition en pourcentage de la matière première des briquet '*13 de charbon !charbon à faible pouvoir agglutinant 23 %, charb non agglutinant 70 %, brai 7 %.
(3) Le coke utilisé dans 7..'essai était un coke spécialement prép ré de manière à homogénéiser approximativement le coke moule' produit par la distillation à sec des briquettes de charbon/ en ce qui concerne la teneur en cendres et en carbone fixe
<Desc/Clms Page number 5>
EMI5.1
!1<M 4 6eult.nts de l'opération et utilisant des briquettte de !ableau R'aultata l'op'ration utiliaant de. 'br1qUttt.. charbon dan. le petit haut fourneau 4 ilkl .
EMI5.2
#######-########.######.#########################-##################-######. f'-<t< Opération Quant1't' de minerai enfourne QuanUt' pal" i b. Rap- ¯¯¯¯¯¯¯ ¯¯¯¯¯¯ (a) (g) port Mine- cati- Minera Coke Nom- Pro- 1A.1... gaz t1- , rat do ne d 4 Vu ou bro duo- titr ctn- ré fer brai- de tion dres car quet- char de ou bo- 1 ton de et font,* pou$ née charbon a1. l'e. " - ¯¯¯. .a ¯ .8 .5 Poke 100 6.08 3.2 0.3 15 33 124.8 136#5 3.2 3*97" Dan II riquet- riqutttes .
ton 7.5 riquettea 6.0 3.0 0, 3 léoke 45 173.6 159.5 17.8 J.8 oke 50 % Ma III )riquettes 4.0 2.5 0.3 20 44 108.5 108.5 890 .11 harbon 100% )¯¯¯# Opération Composition de la fonte (,c Composition du laitier (!<) C Si mu 8 Si02 CavO 120J Poo 8 CaO 31 2 Cas 1 3.89 1.70 1.42 0.041 24.90 46.23 24.60 2.75 0.545 1.66 Cas II 3.99 2.30 1.24 0.032 25.28 48.23 23.08 0.65 0.796 1,91 Cas III 3.72 1.52 1.10 0.062 1.11-0 5,75 26.40 1.16 1.028 '.77 Opération Ai sol-fflé ,¯¯¯¯ Gaz au Rueulard du fourneau Résultat (m3/min) Pression Temp.
Temp. 111-ression 00 C02 de (cm2) (00) ('0 H2D) l'opéra- tjon Cas 1 2.3 75.0 500 841 55 33.4 2.0 bon Cas il2T390T5'55'5B33.6 . on Cas III 2.0 93.0 501 469 32 31.6 2.6 pauvre
<Desc/Clms Page number 6>
EMI6.1
Tebleau 5 Diatribution ào 1* dimanaion dos graoEo 4e la metilro oarbon4. dan. le fourneau ()
EMI6.2
<tb>
<tb> Cas <SEP> Temp.
<tb>
EMI6.3
point d" (-0) 10 JIUD. 10-5 5 -.1 3-1.5 1.' lia'
EMI6.4
<tb>
<tb> mesure <SEP> mm <SEP> mm <SEP> mm
<tb> gueulard <SEP> 841
<tb>
EMI6.5
étage 8up4- étage BUP4rieur 1280 79.9 7.2 3.2 4.2 5.5 '¯ 1 étage mîoyen 1390 70.3 12.2 5-3 5:1 " Î étage infé- rieur 1520 63.6 13.2 5.6 6.7 10.9 ,] ",) gueulard569 "*'' #***'#-#####'"'"-"'"'-- ' ' Ótage eu1'. 1410 74.9 13.6 3.8 3.3 4 4 '" II étage moyen 1440 66.5 18.3 4.6 3.5 7 1 étage int, 1570 58.9 15. 6.5 6.9 11:
9 / jj
EMI6.6
<tb>
<tb> gueulard469
<tb> étage <SEP> sup. <SEP> 1435 <SEP> 55. <SEP> 1 <SEP> 20. <SEP> 4 <SEP> 7.0 <SEP> 8.4 <SEP> 9.1
<tb> III <SEP> étage <SEP> moyen <SEP> 1450 <SEP> 40.8 <SEP> 25.4 <SEP> 8. <SEP> 7 <SEP> 12. <SEP> 8 <SEP> 12.3
<tb>
EMI6.7
étago inf. 1550 29.5 14.0 12.6 26,1 17 8 Tableau 6 Composition des gaz dans le fourneau (%)
EMI6.8
cas Poeitionde Temp.
Pression Co 2 0- emrn 00 EL CH, Net la. mesure CI (mm H 2 0) autres, gueulard 841 Pression 206 0.2 0 33.4 H2 0 64.4 étage aup. 1280 212 0.8 0 0 34.8 0 0 64.4
EMI6.9
<tb>
<tb> 1 <SEP> étage <SEP> moyen <SEP> 1390 <SEP> 260 <SEP> 0 <SEP> 0.2 <SEP> 0 <SEP> 34.2 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 65.6
<tb> étage <SEP> inf. <SEP> 1520 <SEP> 278 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 34. <SEP> 4 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 65.6
<tb> gueulards <SEP> 569 <SEP> 38 <SEP> 1.6 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 33.6 <SEP> 2.6 <SEP> 0 <SEP> 62.2
<tb>
EMI6.10
gtaseeup. 1410 290 0 0 0 34.2 '0 0 65.8
EMI6.11
<tb>
<tb> II <SEP> étage <SEP> moyen <SEP> 1440 <SEP> 338 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 34.2 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 65. <SEP> 8
<tb> étage <SEP> inf. <SEP> 1570 <SEP> 370 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 34.4 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 65.6
<tb> gueulard <SEP> 469 <SEP> 32 <SEP> 2.
<SEP> 6 <SEP> 0 <SEP> 0.6 <SEP> 31.6 <SEP> 5.7 <SEP> 2.0 <SEP> 57. <SEP> 5
<tb> étage <SEP> sup. <SEP> 1435 <SEP> 370 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 32.4 <SEP> 2.0 <SEP> 0 <SEP> 65.6
<tb> III <SEP> étage <SEP> moyen <SEP> 1490 <SEP> 530 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 33.2 <SEP> 1.7 <SEP> 0 <SEP> 65.1
<tb> étage <SEP> inf. <SEP> 1550 <SEP> 700 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 35.6 <SEP> 2.0 <SEP> 0 <SEP> 62.3
<tb>
<Desc/Clms Page number 7>
EMI7.1
<tb>
<tb> Tableau <SEP> 7 <SEP> Volume, <SEP> pression <SEP> et <SEP> température <SEP> des <SEP> gaz <SEP> dans <SEP> le <SEP> fourneau
<tb>
EMI7.2
Cas Position de Temps Pression dans Volume de gQ.Z dans le la mesure (00) le fourneau fourneau (mJ) dane le H20 (différence) C02 02 CmHn H2 to M H20 mm) eend -- - 0 gueulard 841 55 157 266 2;
7 0 52.2 0 0 354 étage sup. 1280 212 7 10.8 0 0 '1,2 p o i étage moyen 1390 260 18 0 2.6 0 T5.9 0 0 330 étage inf. 1520 278 0 0 0 57.5 0 0 330 330 gaaulaxd 569 38 252" 22.4 0 0 471.1 J6. étage sup. 1410 290 25î.. 2 étage BUp. 1410 290 ..0 453:2 Il étage moyen 1440 338 453.2 étage ïnf, 1570 370 32 0 0 0 45'7, ,
EMI7.3
<tb>
<tb> gueulard <SEP> 469 <SEP> 32 <SEP> 34.3 <SEP> 0 <SEP> 7.9 <SEP> 416- <SEP>
<tb>
EMI7.4
étage sup, 1435 370 338 0 374.; j#f#-#######)#!##t ) 25. 120
EMI7.5
<tb>
<tb>
<tb>
EMI7.6
Les données de comparaison de. trol-a operatioca am an- 11 sont obtenues par sélection dea ànnn4ea dea 1abJ.-.u 4 ot S ou par le calcul suivant lea doanéea da oen d.a 1tâb1....-.:.. l!9.U. t En oe qui oonoerne la. quanü d. on, lia <)<<MtH&1t a11: en fut calculée d'abord sur une baaa d. 8 h.......
C' -è dire qu'en prenant 00811.'1 bas. la qc<antt.t4 d'atr ao"aU1' dm %abiaau 4 et la compoaiti<m du lU du 1abl-.. 6...............
4! . 'tiQteJ. ooma. suit, à t1 tn' d' a8pl.. , :":1< :.< , ...;) .3 60 z: z --IL.. 1330 .) 'LI(' ''',y 3 m x -- - l m ; r' w A ,3 '&\,, 1 les oond1tioae 4-. hq" ---....
!'101 1 . ¯,;. , , , f'" ' t- 1 <iaieyi "t. bon**a e' la. ]p1' '1 : fù" I": A." '!' ,)9 - oella du .. 1, 17Jt.1M \-- m..
111' D9 -- .I\l 1'u ok 4-it MWf&1M o% à'o@m%1em i 1\\"1.hterrompue ap Wa 14 how*a, 8e ....il; N.8 f Qv11'Oft 801\ ttTipa de 8'Our,
<Desc/Clms Page number 8>
Dans le cas II, la quantité de Fe dans la scorie est de 0.81 kg. qui représente un minimum et est inférieure de 35% à la quantité de Fe (1.24 kg) introduite dans le haut-fourneau par la castine, ces 35 % étant réduite à l'état de fier.
En conséquence, dans le cas II, tout le minerai de fer chargée sauf une très petite partie échappée du gueulard sous forme de puissières et les 35% du FeO total dans la castine enfournée furent réduits à l'état de fer. Dans le cas I,la quantité de Fe dans la scorie est de 2.92 kg. ce qui représente un maximum et est supérieur de 1. 95 kg. à la quantité de Fe (0.97 kg.) dans la castine enfournée ce 1.95 kg. vient du minerais de ' fer enfourné, car l'oxyde de fer dans la cendre de la matière carbonée est enfermée par le carbone de celle-ci et facilement réduit à l' état de fer quand la cendre est fondue.
En conséquence, dans le cas I, une partie du minerai de fer chargé et tout le Fe (0.97 kg) de la castine enfournée deviennent du laitier comme dans un haut-fourneau ordinaire.
Dans le cas III, la condition du fourneau est mauvaise et son action réductrice est pire que dans le cas II, mais beaucoup meilleure que dans le cas I, de sorte que dans ce dernier cas, tout le minerai de fer enfourné sauf une très petite partie s'échappant au gueulard comme poussières, et une partie du FeO de la castine utilisée furent réduits à l'état de fer sans perte dans le laitier.
Ces résultats montrent que les conditions intensément réductrices et stables du fourneau permettant de réduire à l'état de fer sans perte dans le laitier, non seulement tout le minerai de fer chargé, sauf une très petite partie s'échap- pant comme poussières au gueulard, mais également une partie du FeO de la castine chargée, peuvent être obtenues en enfournant correctement des briquettes de charbon appropriées. Dans un haut-fourneau ordinaire, n'utilisant pas de briquettes de charbon,
<Desc/Clms Page number 9>
une partie du minerai de ter chargé et tout le FeO de la castine s'échappent toujours due la scorie.
Les résultats de l'expérience montrent en outrt que l'hydrogène libéré des matières volatils* des briquettes de charbon, dans la zone à basse température du fourneau, où il y a beaucoup de minerai de fer, mais par de fer apongieux, a un pouvoir spécial d'accélérer la réduction, grâoe à H2, CO et C, et d'assurer ces excellentes conditions du fourneau.
Dens le cas III,la quantité de briquette* de charbon utilisées en 8 heures (880 kg.) watt de loin supérieure IL celle utilisée dans le cas II (337.5 kg.). En conséquence, la quantité d'hydrogène produite dans la cas III est beaucoup plue grande que dans le cas II (environ 2.6 foie). Par contre, l'action réductrice dans le cas III est inférieure à et qu'elle est dans le cas II, On notera que dans ce dernier cas, tout l'hydrogène a été produit dans la zone de température inférieure à 141000 et que dans le cas III, beaucoup d'hydrogène a été produit dans la zone de température dépassant 1435 C.
Ceci veut dire que beaucoup d'hydrogène produit dans la sont à haute température ne pouvait pas avoir dans le fourneau une action réductrice plus grande que celle de l'hydrogène produit dans la zone de température inférieure. Dans le cas I, comme dans le fonctionnement d'un haut-fourneau ordinaire, une quantité considérable d'hydrogène provenant de l'eau combinée du minerai était produite dans la zone de 900 à 1280 C et montait dans la zone où la température eat inférieure à 900 C pour réduire le minerai de fer et donner H2O.
Toutefois, cet hydrogène ne montrait pas de pouvoir apéoial pour produire l'excellente condition du haut-fourneau démontrée par le résultat de l'expérience.
<Desc/Clms Page number 10>
EMI10.1
oon.4qutnce. l'hydrogène susceptible 4'....ur81' cette excellente condition du fourneau devait 4tre lllulti3ixlt produit dans 1 sont ot la température est inférieure à 900*0. 1,4 raison peut et comprendre facilement d'après les oon8id4ra";. tiont tuivaatee.
Il toit bien connu que H2 ou CO ne peuvent pas brûler
EMI10.2
ou et combiner avec 0 dans une atmosphère 8triotement séohe, . à une température tellement basse que la dissociation à la chaleur de H2 ou de 02 ne peut pas se produire, mais si
EMI10.3
ltatmoaphbre possède une oertaine humidité, contenant une
EMI10.4
quantité très faible d'ions Il et OH, Ii2 ou CO, peuvent brûler ou et combiner avec 02 et de mtme, quand H2 ou 00 brûlent avec O2, il existe toujours des ions OH comme intermédiaires
EMI10.5
dans la flamme, qui cèdent 0 fi. H2 ou à CO pour obtenir H20 ¯/JÎ ou C02, en libérant de l'hydrogène atomique pouvant se combiner,' avec 02 suivant la réaction 2H + 02 20 H.
Lintsxmédiaire , OH permet donc la continuation de la combustion, Dans le cas II beaucoup d'hydrogène actif précisément libéré des matières volatiles peut agir immédiatement sur l'oxygène du minerai de
EMI10.6
for vOisin, à l'état naissant ou atomique, pour produire une quantité d'intermédiaires OH très grande comparativement aux ions H et OH se trouvant dans l'humidité. La grande quantité , de OH cède de l'oxygène pour dégager de grandes quantités de H2 et de 00 ainsi que du C pour donner H2O, C02 et CO, en libérant simultanément de nombreux atomes d'hydrogène.
Ces réactions se poursuivent continuellement par l'hydrogène atomique réactivé, jusqu'à, ce que tout l'oxygène du minerai de fer soit enlevé pendant la descente de celui-ci. C'est la
EMI10.7
raison pour laquelle l'hydrogène produit dans la zone à une température inférieure , 900t1 a le pouvoir spécial d'assurer cette excellente condition du fourneau. Plus basse est la
<Desc/Clms Page number 11>
température à laquelle est produit l'oxygène mieux cela, vaut car le nombre de répétitions augmente. Mens la zone à 800-900 0, il existe une quantité considérable de fer spongieux$ pouvant agir comme catalyseur afin de oonvertir l'hydrogène atomique en hydrogène moléculaire.
Dans le cas II, la très grande intensité de réduction résultant de l'excellente condition du fourneau montre que 'l'on peut obtenir en outre une fusion très rapide en opérant avec un taux de chargement réduit de matières carbonées par tonne de métal produit (ou bien avec un taux de chargement de minerai de fer accru par tonne de métal produit) de manière à diminuer la haute intensité de réduction des conditions intensément réductrices et stables du fourneau que l'on obteient par l'emploi de cette matière carbonée.
Par suite de @tte opération, la contenance du fourneau est plus grande, en @son de l'accroissement du poids spécifique de la charge et l'opération accélère la descente du contenu dans le fourneau, en faisant simultanément tomber la température supérieure (569 C) à.
une température normale (inférieure à 300 ), car la diminu- tion de l'alimentation en combustible pour la quantité d'air soufflé de 2.3 m3/min. est empêchée en augmentant la vitesse de descente afin de poursuivre l'opération,
Dans le cas I, il est impossible de diminuer la température au gueulard en augmentant la vitesse de descente du contenu du fourneau, car l'action réductrice dans celui-ci est très faible et la température à l'étage supérieur trop basse, c'est-à-dire 1280 C, de loin inférieure aux 1410 C du cas Il* Le temps de séjour dans le cas I, soit 132 minutée, fut obtenu par une marche forcée. 8i une marche normale avec une température au gueulard de moins de 300 0 est assurée.
le temps de séjour du cas 1 deviendra infiniment long, la charge ne descendant pas. Le fait que la température à l'étage
<Desc/Clms Page number 12>
supérieur, 1280 C, est inférieure à celle du cas II (1410 C) . est dû principalement à ce que la réduction par l'hydrogène remplaoe de préférence la réduction par le carbone, qui absorbe environ cinq fois plus de chaleur que l'hydrogène.
Dans le cas III, l'intensité de la réduction était de loin plus grande que dans le cas I, mais la marche fut interrompue en raison de la mauvaise condition du fourneau due à la désintégration de la matière carbonée chargée et à la pression excessivement élevée dans la zone de fusion.
Comme lors de la décomposition à la ohaleur, le charbon pré- sente un phénomène endothermique en-dessous de 40000, prin" cipalement légèrement exothermique entre 400 et 600 C, très . exothermique entre 600 et 800 C et que la réaction est surtout thermiquement neutre au-dessus de 800 C, les briquettes de ', charbon utilisées contenant du charbon brut, descendaient dans la zone de fusion du fourneau où se trouvaient de grandes quantités de matières volatiles, avant d'atteindre une température suffisamment élevée pour dégager réellement toutes celles qu'elles contenaient. En conséquence, la désintégration était provoquée par un rapide dégagement des matières volatiles dû à la chaleur énorme de la zone de fusion.
La pression de cette zone devint tellement élevée que l'opéra- tion fut rendue difficile par la vapeur surchauffée de l'eau produite (164. 79 kg/8 heure). Ces faits sont démontrés par des recherches sur la distribution de la dimension des grains de la matière carbonée dans le fourneau et dans les gaz de celui-ci.
En ce qui concerne la désintégration de la matière carbonée dans le fourneau, le tableau 5 donne la distribution de la dimension des grains de la matière carbone en fournée,
On observera que la différence de désintégration entre les cas I et II n'est pas grande. Un examen minutie montre
<Desc/Clms Page number 13>
que dans le cas II, la matière est un peu plus craquée..
EMI13.1
toutefois, coame la température (141000) à l'étage supérieur, dans le cas II, est supérieure au point de fusion des 15% de
EMI13.2
oondros, il Went pas correct de couprer 1"tas. supirieur à 141060 de et cas avec celui à 128040 du *as 1 et il vaut mieux le comparer avec loitage intera'dia1re , '1334'C.
On trouve alors que dans le cas 'I, le ocke à 139000 a 't' .f, broyé plue complètement que les briquettes déjà coniertion en coke h 1410*0 du cas Il* la ém1, quand 1* coke eat % . une température d'passant 14006# il devient rapidenrent lin8wi.rsment faible# en raison de la transformation rurvenanli dans son état moléculaire. En oon a6quenoe, le fait que la désintégration à Itétage 1nt&ri8ur, dans le cas II, est un peu plus intense que dans le cas I ont dû à la tempirature plut élevée et la longueur du temps déexposition à la force de broyage, à une température supérieure k 1400*0. à une température dépassant 1600 C, une désintégration adéquate est plut8t désirable, en vue d'une combinaison facile.
Dans le cas III, comme dit ci-dessus, les briquettes de charbon étaient désintégrées à un degré tel. qu'il se produisait une interruption de l'opération, avec une mauvaise condition du fourneau, en même temps qu'une haute pression dans celui-ci, provoquée principalement par la pression partielle de la vapeur surchauffée des 213,48 kg. d'eau produite par les 23.?2 kg d'hydrogène dégagés des briquettes decharbon en 8 heures.
En ce qui regarde la pression dans le fourneau, les données figurent aux tableaux 6 et 7, Il est important d'étudier la pression partielle de la vapeur surchauffée engendrée par l'hydrogène des briquettes de charbon dans le fourneau. Ces briquettes contenant 43.17% de matières volatiles ont au moins 4% d'hydrogène disponible.
Dans le
<Desc/Clms Page number 14>
casIII, la quantité d'hydrogène disponible cet au moins
EMI14.1
de 35*2 kg. par 8 heures, du fait qu'on a utilisé pendant le même tempo 880 kg de briquettes L'hydrogène disponible signifie la Nomme de gaz hydrogène dégage et l'hydrogéno contenu dans CHi 4 et C%Cn libéré quand la matière aarbonde est-,' eoumi.ee 1 la distillation sèche à haute température. lu coure de l'expérienoe dans le cas 111 outre lthydrogène # dégagé des briquettes de charbont environ 1 kg, d'hydrogène ,;6y provenant de l'humidité de l'air soufflé et environ 2 kg. provenant de l'eau combinée du minerai sont produite par
EMI14.2
8 heures dans la zone de oo-f280Q.
, 3..
Dans le cas IIIT la quantité d'hydrogène disponible échappé* dan@ le gaz de gueulard est de 6.77 kg. en gaz bzz hydrogène et 4.T1 kg. en CUL. La quantité d'hydrogène disponible se combinant avec l'oxygène pour donner de l'eau ; dans le fourneau est de 23.72 kg en 8 heures. En conséquence,' une très grande quantité d'eau (213.48 kg) pst produite par le chargement de briquettes de charbon dana le fourneau.
Cette eau est convertie en vapeur surchauffée dont la pression partielle augmente d'une manière surprenante la pression dans ce dernier. Des 23.72 kg, d'hydrogène, 5.41 kg se combinent avec l'oxygène du minerai, comme le montre le calcul en
EMI14.3
admettant que le minerai se trouve sous la forme cb he203 exempt d'eau combinée. les 18.31 kg. d'hydrogène restant en 8 heures doivent ae combiner avec une autre source d'oxygène qui est le CO remplissant le fourneau comme on l'indique plus loin.
Ainsi que le montre le tableau 7, les valeurs de la. pression dans le fourneau et de la différence de pression sont fortement influencées par la quantité d'hydrogène produit, en particulier dans la zone de fusion du cas III, car la
EMI14.4
quantité d'hydrogène, o'est-a.-dire la quantité de vapeur
<Desc/Clms Page number 15>
surchauffa dans la zona de fusion est très considérable.
Comme on le voit dans le cas III au tableau 7, la quantité de CO diminue de 53.1 m3c'est-à-dire de 427.6 m3 à, 1:'étage inférieur à 374.5 m3 à l'étage supérieur en 8 heures.
Il est évident que le CO n'a pas été consommé pour la réduction, car il n'existe pas de CO2 à ces étages, D'autre part la quantité de 25.2 m3 d'hydrogène à l'étage inférieur est supérieure aux 19.8 m3 de l'étage intermédiaire et aux 23.1 m3 de l'étage supérieur. Ceci indique que l'hydrogène disparaît pendant la montée dans le fourneau, car chaque quantité d'hydrogène présent dans les étages intermédiaire et supérieur devient plus petite que celle de l' étage inférieur tout en étant augmentée par l'hydrogène montant de la partie inférieure du fourneau. Cet hydrogène qui a disparu a été produit en plus des 68.1 m3 (6.129 kg) d'hydrogène qui est la somme des quanti- tés d'hydrogène présent aux trois étages.
Ces résultats montrent que la quantité d'hydrogène qui a disparu peut être égale à la quantité réduite de 53.1 m3 de CO et elles peuvent agir l'une sur l'autre, suivant la réaotion exothermique en sens inverse de la réaction eau/gaz, c'est-à-dire H2 +CO H2O + C. Le fait que la température (1450 C) à l'étage intermédiaire et celle de l'étage supérieur (14350C) dans le oas III sont respectivement supérieures à celle de l'étage intermédiaire (1440 C et à oelle de l'étage supérieur (1410 C) dans le cas II, même si la température à l'étage inférieur (1550 C) dans le cas III est inférieure à celle de l'étage inférieur (1570 C) dans le cas II, montre clairement la présence de réactions exothermiques.
En général, la perte de chaleur par rayonnement, par l'eau de refroidissement et par la paroi du fourneau, par tonne de métal produite est inversement proportionnelle à la production journalière. Dans un haut fourneau ces pertes de
<Desc/Clms Page number 16>
chaleur sont très grandes, en particulier dans la dernière opération à haute température, Conformément à l'invention, on peut diminuer fortement cette grande perte de chaleur en effectuant une fusion très rapide avec l'aide de l'hydrogène actif, possédant un pouvoir spécial, libéré de la matière volatile des briquettes de charbon enfournées.
En conséquence, dans la présente invention, un grand excès de chaleur se dégage, particulièrement dans la zone de température élevée, Cet excès de chaleur exige des mesures appropriées pour empêcher les dommages à la paroi du fourneau, comme l'ajustement de la production journalière ou le soufflage de vapeur dans le fourneau.
Afin de déterminer l'importance de cette perte de chaleur et d'apercevoir d'autres phénomènes dans le fourneau, l'inventeur à proposé la nouvelle méthode suivante pour le calcul du bilan thermique, en vue de la forte influence du dépôt de carbone qui fournit une quantité telle de CO2 au gaz de gneulard, avec une forte réaction exothermique, que d'après des résultats d'expérience probants, C dans le CO2 s'élève à la moitié des 25% environ de C dans le gaz CO passant dans la partie du fourneau dont la température est de 700 C environ.
Le bilan thermique par tonne de fonte a été calculé par la nouvelle méthode sur la base des données moyennes par tonne de fonde produite pendant un mois dans un haut fourneau fonctionnant réellement, ayant un volume effectif de 753 m 3; pendant le mois envisagé, la production journalière moyenne de fonte était de 925 tonnes, la quantité de coke à 87.8% de carbone fixe était de 550 kg. l'air soufflé était à une température de 872 C et sa consommation s'élevait à 1514 m3, la quantité de H2O introduite par l'air soufflé contenant 23 gr. d'humidité par M3 était de 34,822 kg et la quantité de gaz de gueulard ayant une chaleur latente de 724 kcal/m3 et une température de 169 C, était de 2087 m3, Les autres données ont été omises pour éviter de trop longs développements.
<Desc/Clms Page number 17>
Tableau 8 Bilan thermique du haut-fourneau de 753 m3 donnant une production de 925 tonnes de font* par jour
EMI17.1
(1) Coke utilisé 550 kg, 87.8%0 3795 103 Keal Absorption de chaleur dans le fourneau Relation entre les
EMI17.2
<tb> (2) <SEP> Air <SEP> soufflé <SEP> 1514 <SEP> m3 <SEP> 872 C <SEP> 415 <SEP> calculée <SEP> d'autre <SEP> façon <SEP> comportement <SEP> du <SEP> carbone <SEP> kg
<tb> (3) <SEP> Humidité <SEP> dans <SEP> l'air <SEP> soufflé <SEP> 34.822Kgl8 <SEP> Réduction <SEP> directe <SEP> par <SEP> Cdr <SEP> 129.467 <SEP> 415.014 <SEP> Cdr <SEP> 129.467
<tb> (4) <SEP> a <SEP> 4228 <SEP> Réduction <SEP> par <SEP> 8.440 <SEP> kg <SEP> H2 <SEP> 30.665 <SEP> Cw <SEP> 71.130
<tb> (5) <SEP> Chaleur <SEP> latente <SEP> dans <SEP> le <SEP> gaz <SEP> de <SEP> gueulard
<tb>
EMI17.3
169 C 1513 445.679 Cstp 7.029 (6)
Chaleur sensible d gaz de
EMI17.4
<tb> gueulard <SEP> 2087.35 <SEP> m <SEP> 110 <SEP> Réduction <SEP> indirecte <SEP> par <SEP> Cidr <SEP> 97.896 <SEP> kg <SEP> 21.483 <SEP> Clim <SEP> x <SEP> 2 <SEP> 23.040
<tb> (7) <SEP> H2O <SEP> dans <SEP> le <SEP> gaz <SEP> de <SEP> gueulard
<tb>
EMI17.5
(7) 2 dans 154.087 kg 15 424.196 Cair l40.752
EMI17.6
<tb> (8) <SEP> b <SEP> 1638 <SEP> Réduction <SEP> de <SEP> Si, <SEP> Mn, <SEP> P <SEP> 40.157 <SEP> Cco <SEP> 571.418
<tb> (9) <SEP> Chaleur <SEP> fournie <SEP> au <SEP> fourneau <SEP> a-b <SEP> 2590 <SEP> Fusion <SEP> de <SEP> la <SEP> fonte <SEP> 285
<tb> (10) <SEP> C <SEP> CO <SEP> 571.418 <SEP> kgC <SEP> 1267 <SEP> Fusion <SEP> du <SEP> laitier <SEP> 194 <SEP> Cco <SEP> 571. <SEP> 418
<tb> (11) <SEP> CO <SEP> CO2 <SEP> 206.
<SEP> 202 <SEP> kgC <SEP> 1163 <SEP> Décomposition <SEP> de <SEP> la <SEP> castine <SEP> 41.280 <SEP> Ctgas <SEP> 457.134
<tb>
EMI17.7
(12) H2 H20 8.440 kg H2 244 C02 dans la castine + C -2Co 39.456 Cdepo+Cl1mco 114.2µ4 (13) Chaleur de formation du laitier Réao%ion oau-6aB 189.938 140 Koal X 388 kg 54 Réaction eau-gaz 189-938 (14) Production de chaleur dans le R? f. 9<t
EMI17.8
<tb> fourneau <SEP> 2728 <SEP> Vaporisation <SEP> d'eau <SEP> 78.127 <SEP> kg.
<SEP> 46.872 <SEP> Cdr <SEP> 129.467
<tb> (15) <SEP> Chaleur <SEP> totale <SEP> fournie <SEP> (9)+(14) <SEP> 5318 <SEP> (1) <SEP> Absorbsion <SEP> de <SEP> chaleur <SEP> 1260.899 <SEP> Cidr <SEP> 97.896
<tb> (16) <SEP> Quantité <SEP> de <SEP> CO <SEP> qui <SEP> contient
<tb>
EMI17.9
114.284 kg o + C 0 se décompose en 253 227.363
EMI17.10
<tb> (17) <SEP> Chaleur <SEP> de <SEP> décomposition <SEP> de
<tb> Fe203 <SEP> en <SEP> Fe <SEP> et <SEP> 0 <SEP> 1522
<tb> (18) <SEP> Décomposition <SEP> des <SEP> minerais <SEP> de <SEP> production <SEP> chaleur
<tb>
EMI17.11
Si, 9 Yn 9 1> ores 59 Production de chaleur à (19) Fusion de la font.
285 combustion de Cair ?55334 Cidr 97.896
EMI17.12
<tb> 6
<tb>
<Desc/Clms Page number 18>
EMI18.1
<tb> Production <SEP> de <SEP> chaleur <SEP> au <SEP> dépôt
<tb> (20) <SEP> Fusion <SEP> du <SEP> laitier <SEP> 194 <SEP> de <SEP> Cdepo <SEP> 108.306 <SEP> kg. <SEP> 370.948 <SEP> Cdepo <SEP> 108.306
<tb>
EMI18.2
(21) Décomposition de la castine j Chaleur de formation du laitier 54 C %,06,asco. 206.202
EMI18.3
<tb> 96 <SEP> kg. <SEP> 41
<tb> (22) <SEP> CO2 <SEP> dans <SEP> la <SEP> castine <SEP> CO+O <SEP> 65 <SEP> (2) <SEP> Production <SEP> de <SEP> chaleur <SEP> 1180.283
<tb> (23) <SEP> Décomposition <SEP> de <SEP> H2O <SEP> qui
<tb> donne <SEP> 11.855 <SEP> kg <SEP> H2 <SEP> par <SEP> (3) <SEP> Absorption <SEP> nette <SEP> de <SEP> chaleur
<tb> réaction <SEP> au <SEP> gaz <SEP> 343 <SEP> (1) <SEP> - <SEP> (2) <SEP> 80.616 <SEP> 930 <SEP> kg.
<SEP> de <SEP> Fe <SEP> dans <SEP> une
<tb> tonne <SEP> de <SEP> -fonte <SEP> se <SEP> combinent;
<tb>
EMI18.4
(24) Vaporisation d'eau 78.127 kg avec 398.571 kg. d'oxygène.
(24) Vaporisation d'eau 78.127 kg 47 298.928 kg. de carbone 298.928 carbone (25) Absorption de chaleur dans le Comportement de l'eau dans le l'équivalent de l'oxygène
EMI18.5
<tb> (26) <SEP> Perte <SEP> de <SEP> chaleur <SEP> par <SEP> la <SEP> paroi <SEP> Cette <SEP> quantité <SEP> de <SEP> carbone
<tb>
EMI18.6
du fourneau 2509 Introduction d'eau par l'eau combi- diminue à 278.003 kg. par (27) Consommation totale de cha- née du minerai 139 suite de J.'en:f'oan1emen:t de
EMI18.7
<tb> leur <SEP> 5318 <SEP> Par <SEP> l'humidité <SEP> dans <SEP> l'air <SEP> soufflé <SEP> 34. <SEP> 822 <SEP> 70 <SEP> kg. <SEP> de <SEP> mitraillée <SEP> de <SEP> fer
<tb> (28) <SEP> Absorption <SEP> nette <SEP> de <SEP> chaleur <SEP> par <SEP> tonne <SEP> de <SEP> :
font*
<tb> (25) <SEP> - <SEP> (14) <SEP> 81 <SEP> Par <SEP> l'humidité <SEP> du <SEP> combustible <SEP> 11 <SEP> 278. <SEP> 003 <SEP> kgC
<tb> Gaz <SEP> de <SEP> gueulard <SEP> Production <SEP> et <SEP> compor- <SEP> 50.640 <SEP> kgC
<tb>
EMI18.8
tements de l'hydrogène Eau totale introduite 184.822 net 22?.3s3 bzz par tonne de fonte gg. Décomposition de l'eau par Note s 50*640 kgC *et .H2 1196.06m3 57.30% de l'eau combinée du réaction eau-gaz 106.695 Not8: 50.640 kgC .. minerai 7.986 Eau se vaporisant 78.127 1"dqva.ant ds 8.440 kg.
CO 468.40 22.44 De B:,20 ,dans :J.1air 3 869 Eau totaJ..e introduite 184.822 de 13oufé 23 g x 1514m a34.822 kgH 0 'Equivalent en eau pour H2 dana CO 2 384.91 18.44 Par réaction au gaz le gaz de gueulard 30.735
EMI18.9
<tb> H2 <SEP> 37.98 <SEP> 1.82 <SEP> Hydrogène <SEP> s'échappant <SEP> 11.855 <SEP> Eau <SEP> dans <SEP> le <SEP> gas <SEP> du <SEP> gueulard <SEP> 154. <SEP> 087
<tb> dans <SEP> le <SEP> gaz <SEP> du
<tb> gueulard <SEP> 3.415
<tb> Total <SEP> 2087.53 <SEP> 100.
<SEP> 00 <SEP> H2 <SEP> qui <SEP> se <SEP> combine
<tb> avec <SEP> O <SEP> dans <SEP> le <SEP> minerai
<tb> et <SEP> si <SEP> échappe <SEP> vers <SEP> le
<tb> gaz <SEP> de <SEP> gueulard <SEP> 8.440
<tb>
<Desc/Clms Page number 19>
Tableau 9 Bilan thermique de la fusion rapide avec des-briquettes de charbon dans le même haut-fourneau
EMI19.1
(1) Briquettes de charbon 10JCcal Absorbtion de chaleur dans le Relations des comportements
EMI19.2
<tb> utilisées <SEP> 400 <SEP> kg, <SEP> 74%TC, <SEP> 4%H <SEP> 2788 <SEP> fourneau <SEP> calculée <SEP> d'une <SEP> autre <SEP> du <SEP> carbone
<tb> (2) <SEP> Air <SEP> soufflé <SEP> 562m3 <SEP> 872 C <SEP> 154
<tb>
EMI19.3
(3) H20 dans l'air soufflé 63 kg 32 Réduction directe par Kca1.
Cdr ,.3,?
EMI19.4
<tb> Cdr <SEP> 91.317 <SEP> kg <SEP> 292.722
<tb> 292. <SEP> 722
<tb> (4) <SEP> a <SEP> 2974 <SEP> Réduction <SEP> par <SEP> 22.060 <SEP> kgH2 <SEP> 80.151 <SEP> Cw <SEP> 89. <SEP> 916
<tb> (5) <SEP> Chaleur <SEP> latente <SEP> dans <SEP> le <SEP> gaz <SEP> 372.873 <SEP> Camp <SEP> 7. <SEP> 029
<tb> du <SEP> gueulard <SEP> 1091
<tb> du <SEP> gueulard <SEP> 1091
<tb>
EMI19.5
(6) Chaleur du gueulard sensible ju gaz da ipi Réduction indirecte par z8?3 Csmp gueulard 1047.?2m 169*C 55 Cidr 54.326 kg 11.922 Cl.3.m aG 2 23.040
EMI19.6
<tb> (7) <SEP> H2O <SEP> dans <SEP> le <SEP> gaz <SEP> de <SEP> gueulard
<tb> 129.666 <SEP> kg <SEP> 13 <SEP> 360. <SEP> 951 <SEP> Cair <SEP> 126.490
<tb> (8) <SEP> b <SEP> 1159 <SEP> Réduction <SEP> de <SEP> Si, <SEP> Mn, <SEP> P <SEP> 40157 <SEP> Cco <SEP> 337. <SEP> 792
<tb> (9) <SEP> Chaleur <SEP> :
fournie <SEP> au <SEP> fourneau <SEP> 1815 <SEP> Fusion <SEP> de <SEP> la <SEP> fonte <SEP> 285
<tb> (10) <SEP> C <SEP> CO <SEP> 337. <SEP> 792 <SEP> kgC <SEP> 749 <SEP> Fusion <SEP> du <SEP> laitier <SEP> 194 <SEP> Cco <SEP> 337.792
<tb>
EMI19.7
(11) CO C02 117.373 xgc 662 Décomposition de la castine41.280 Ctgas 270.234
EMI19.8
<tb> (12) <SEP> H2 <SEP> H2O <SEP> 22.060 <SEP> kg <SEP> H2 <SEP> 638 <SEP> CO2 <SEP> dans <SEP> la <SEP> castine <SEP> + <SEP> C
<tb> 200 <SEP> 39.456 <SEP> Cdepo+Climco2 <SEP> 67.558
<tb> (13) <SEP> Chaleur <SEP> de <SEP> formation <SEP> du <SEP> laitier <SEP> 54 <SEP> Réaction <SEP> eau <SEP> gaz <SEP> 233.782
<tb>
EMI19.9
(1.)
Producticn de chaleur par réac-
EMI19.10
<tb> tion <SEP> chimique <SEP> entre <SEP> les <SEP> molécu-
<tb>
EMI19.11
les de charbon 108kcalx400 kg 43 Vaporisation d'eau75.126kg 45.076 Cdr 91.317
EMI19.12
<tb> (15) <SEP> Chaleur <SEP> produite <SEP> dans <SEP> le <SEP> fourneau <SEP> (1) <SEP> Absorption <SEP> de <SEP> chaleur <SEP> 1239. <SEP> 702 <SEP> Cidr <SEP> 54.326
<tb> (16) <SEP> Chaleur <SEP> totale <SEP> fourmi* <SEP> 2146
<tb> (9) <SEP> + <SEP> (15) <SEP> 3961 <SEP> 145.643
<tb> (17) <SEP> Quantité <SEP> de <SEP> CO <SEP> qui <SEP> contient
<tb> 67.558 <SEP> kg <SEP> C <SEP> et <SEP> se <SEP> décompose <SEP> en
<tb> C <SEP> O <SEP> 150
<tb> (18) <SEP> Chaleur <SEP> de <SEP> décomposition <SEP> de
<tb>
EMI19.13
1'e203 en Fe et 1522 cil w Décomposition des minerais de Chaleur y-liduite par la combua-.
(19) Décomposition des minerais tion de p!'Jdu1:te par la Cidr 54.326 Mn. tion , (,É6.492 eau- CUr 54.326 + C
<Desc/Clms Page number 20>
EMI20.1
. -20- m , 85387E . ri a ' o Ô . co rh 0 0 e 4.
O "1 0 0 0000 1 , d Ô v " , Ô W - m t il 40 cd f:4 hn' Î j to 0 É d p ,,, , 4 i o N Cf m t r,4 r Ô Qf r-i sM- rl 0 O 4' n RS Tm 4' où $ %0 'É Cu fl SS < G3 H t pi C 01 r N - 0 cmo 0. Cu Fi 0 m % à'd 1-d' -1 M gn ... %, ÇO u V- à ruz1 dW1 M 1D 0 Ln 0et t 1 # 40 J dm en Éi là 1 S S -3 ai â Cu 0 Ci0 l # Î l/ ' A iil É ' j Î 1 1 lEhù "X Xt mxog ., m rri ÔÔ de) -d 'ëa-o SS 3 C 4Y d .,.i rot Ct ' uf ty-1 m m 0 d p F1 µ & Mr-i rd rmi . m f vD m 9094 .0e10 cd a) o9 >52 , fizµ 8 O m tÜ m O N Q1 /$K railµ 00-P00 àÀ 0%l î-ri -pu tri ri C%J %-0 H v r'rr'N f W N [=1 W f-i t.0 CU tn rn Co %,0 -4-a 00 8 s.
4SM 0 71 f.Ti , O N Fi 4-1 cn 0 CY ai m 9à & aQ eâ C h0 j o ÎIÔ À 1 à as /Î Jll '" ' Î É * Q eN- P . m . ao w1 w CQ "J 43 à rrilo tn. d0 )i .10, à 0 00 C)j ;Foi0 v?! m cW u, 4-3 C) >,, 43 to ;s C4 ed- 9) 14 O À ' 0)1-0 0Cd td rl .-0 C a, r-1 4au1 := â r%0 -1 0 ' :2,,o U) CY 0 Il Omo m c'O'-O) Wd'd Ruz ÂH C-t ni0 'aM.3w.,.20h 0 -Aà #hÀ X Jl i à ' fl m j " o HW 'k 4' " 00 a g 0 O li OM0 Cu Cu CI) 01 1d 111 iÎl ( : 91 0) ;30 Î à ruz U'% 9% m "t N cli Cu Cu bi 0;
-- - CY9 , V'1 r S 8 é'
<Desc/Clms Page number 21>
Le bilan thermique du tableau 8 contre que 97% environ d'une énergie de 2590.103 kcal par tonne de fonte apportée de l'extérieur au haut-fourneau ont été utilités pour des portos de chaleur, telle* que le maintien du fourneau à une température suffisamment élevée pour permettre une fusion régulière où 3 $ seulement de l'énergie ont été utilisa pour la fusion réelle (c'est-à-dire comme différance entre chaleur absorbée et chaleur produit*)* Cette condition remarquable ont due une faible vitesse de fusion,
mais le tempe de séjour de l'opération effective dtait inférieur à 8 heure., oe qui est plut8t oourt dans un processus de fusion ordinaire.
En conséquence, un examen est nécessaire en Ce qui concerne le tempe de ,'jour.
Le bilan thermique du tableau 9 pour le cas d'une fusion rapide a été calculé de la même manière, dans l'hypotèse qu'une opération similaire, avec la même matière enfournée, s'effectue dans le même haut-fourneau, saut en Ce qui concerne la matière carbonée et d'autres détail. décrit* spécialement.
On a admis que des briquettes de charbon spéciales exemptes de matières volatiles à basse température et ayant une teneur résiduelle en matières volatiles de 31, une teneur en cendrée de 11% et une teneur totale en carbone de 74% ont été utilisées à raison de 400 kg représentant 100 % de matière carbonée;
afin d'empêcher une surchauffe due à la chaleur en excès évoquée ci-dessus, on a soufflé dans le fourneau 63 kg de H20 et la quantité d'air soufflée a été déterminée suivant le carbone à brûler avant les tuyères, dont la quantité est déterminée par le calcul du bilan thermique et les relations des comportements du carbone décrites plus loin. Ce bilan thermique montre que 64 % environ de l'énergie appliquée (1815.103 koal par tonne de fonte) sont perdus à travers la
<Desc/Clms Page number 22>
paroi du fourneau et que 36% de cette énergie sont utilisés pour les réactions de fusion effectives dans celui-ci.
L'op4ration est améliorée dans une moeurs considérable par la fusion rapide due aux briquettes de oharbon spéciales,
Le nouveau procédé de calcul du bilan thermique se base sur. les cinq relation. décrites au paragraphe suivant et la réaction endothermique dans le fourneau est calculée par deux. procédés bien connus.
Dans l'un de ces deux-ci. le minerai de fer est décomposé en Fe et O par une grande absorp- tion de chaleur, et dans l'autre procédé, le minerai de fer est réduit indirectement* et directement et lea deux résultats calculée par lea deux méthodes différentes doivent Être égaux, ce qui est une condition essentielle pour équilibrer les en- tréea et les sorties de chaleur, car les deux résultats tirent leur origine de la même opération.
Les cinq relations concernent les comportements de la quantité de carbone (en kg) utilisée par tonne de fonte dans le fourneau et sont les suivantes : 1. CoO = Cdr + Cw + Camp + 2 x Clime + Cair
2. Cdepo = Coo - Otgas - Olim Co2
3. Ctgasco2 = Cidr + Cdepo 4. Cidr + Cdr = k1
5. Climco2 = k2
Coo désigne le C dans CO qui est le gaz Co total produit dans le fourneau.
Cdr désigne le C dans le Co qui est produit sur réduction directe
Cw désigne le C dans CO produit par la réaction de l'eau introduite dans le fourneau avec le gaz.
Camp désigne le C dans CO produit par la réduction du siliciums du manganèse et du phosphore.
2xClime désigne le C dans CO produit par réduction de CO2
<Desc/Clms Page number 23>
libéré de la castine enfournée par le carbone.
Cair désigne le C dans 00 produit par combustion de carbone par l'air soufflé.
Cdepo désigne le C dans CO décomposé par suite du dépôt de carbone suivant la réaction 200 002 et est égal au carbone déposé.
Ctgas désigne le C dans 00 et CO2 contenu dans lea gaz de gueulard du fourneau.
Climco2 désigne le C dans CO2 qui est une partie du CO2 libéré de la castine enfournée et qui oxyde le fer précédemment produit par réduotion et se transforme en CO au niveau du fourneau où. la température est de 800 0 environ.
Ctgasco2 désigne le C dans CO2 contenu dans les gaz de gueulard.
Cidr désigne le C dans CO qui a réduit le minerai de fer par réduction indirecte. k1 est.une constante montrant la quantité de C qui s'ajoute par réduction, directement ou indirectement, à savoir 227,363 kg dans l'opération effective et 145,643 kg dans la fusion rapide. k2 désigne le C pour l'ajustement des différences suggérées par les résultats calculés suivant deux méthodes différentes, en ce qui concerne la réaotion endothermique dans le même fourneau, à savoir 5.978 kg dans l'opération réelle et 4.490 kg dans la fusion rapide. Les tableaux 8 et 9 ont été ajusté* au moyen de k.
Dans le calcul du nouveau bilan thermique, l'hydrogène libéré de l'eau combinée du minerai a été caloulé à 7,986 kg par tonne de fonte par comparaison et calcul des données de deux mois différents ayant des produotions journalières diffé- rentes de fonte, à savoir 925 tonnes et 1.022 tonnes.
Comme l'autre hydrogène peut se calculer facilement, les productions et oomportements de l'hydrogène dans le fourneau deviennent
<Desc/Clms Page number 24>
clairs, comme le montrent les tableaux 8 et 9, Dans le calcul de la fusion rapide, le 0 fourni de l'extérieur au fourneau, sauf le carbone absorbé par le fer et perdu comme . poussière au gueulard, etc... est détermine comme étant
400 kg x 0.74 (T.C.) - 25.766 kg.(C absorbé par le fer et perdu comme poussière au gueulard, eto..., dans l'opération réelle) m 270.234 kg. Cette quantité de C est égale au C dans le gaz de gueulard, c'est-à-dire Ctgas. En admettant
Cco 25 de Ctgas comme Cdepo temporaire (Cdepo + Climco2)/est déterminé par la relation 2.
D'autre part, en supposant que la somme de Co et de CO2 dans le gaz de gueulard est proportionnelle au rapport entre les deux Ctgas de l'opération effective et de la fusion rapide, la somme (504.45 m3) de la fusion rapide est calculée à partir de 853.31 m3 (la somme de CO et de CO2 dans le gaz de gueulard de l'opération.réelle),
Chaque quantité de CO et de CO2 dans le gaz de gueulard de la fusion rapide s'obtient en divisant 504.45 m3 suivant les quantités de C0 et 002 dans le gaz de gueulard de l'opération réelle. Ctgasco2 s'obtient de la quantité de CO2, Cidr est déterminé par la relation 3 et Cdr s'obtient par la relation 4.
Dans la relation 1, Cw est calculé à partir des données de l'hydrogène, Camp et Clim x 2 sont les mêmes que ceux de l'opération effective et les 126,490 kg de Cair sont déterminés en conséquence.
Dans le calcul du bilan thermique de la fusion rapide, les deux résultats ci-dessus calculés par les deux méthodes différentes ne coïncident pas. Ceci est dû au Cdepo temporaire c'est-à-dire en négligeant les 4. 490 kg de Climco2. En conséquence, grâce à un ajustement basé sur cette dernière quantité, ils deviennent égaux l'un à l'autre comme indiqué au tablèau 9.
Les 340.752 kg Cair de l'opération effective se calculent facilement à partir des données fournies. En
<Desc/Clms Page number 25>
comparant maintenant les 126.490 kg Cair de la fusion rapide avec les 340.752 kg Cair de l'opération réelle, on peut constater que la quantité d'air soufflée par tonne de fonte dans la fuaion rapide représente 37% de celle soufflée dans l'opération
EMI25.1
réelle (12.49 370.752 " 0.37).
En conséquence# les deux bilans thermiques des tableaux 8 et 9 montrent qu'on peut produire par la -présente invention 2.7 fois environ plus de fonte avec le mime haut fourneau que par une opération ordinaire dans le même haut-fourneau en utilisant du coke ou la matière
EMI25.2
carbonée similaire habituelle (100 1 37 m 2.7). Dlaprés oetta expérience, quand on effectue l'opération de haut-fourneau de l'invention avec des briquettes spéciales de charbon et en soufflant 1.000 m3 d'air par tonne de fonte dans ce marne fourneau, sa production de fonte est augmentée de 50 environ par rapport à l'opération effective qui consomme 1514 m3 d'air soufflé.
Dans une fusion repide avec diminution de l'air soufflé, suivant l'invention, quand on augmente le pourcentage d'oxygène dans l'air souffle, la production de fonte est augmentée du fait d'un rendement thermique meilleur que dans l'opération ordinaire.
Dans le chiffre de 2,7 fois pour la fusion rapide, mentionné ci-dessus, la quantité d'air soufflé est d'environ 560 m3 par tonne de fonte (1514 : 2.7 = 560).
Comme la quantité d'oxygène dans les 560 m3 d'air soufflé est d'environ 117.6 m3 on peut produire une quantité de fonte plus de 2.7 fois plus élevée en soufflant une quantité d'oxygène de 117.6 m3 par tonne de fonte en raison du meilleur rendement thermique. Le coût des 117.6 m3 d'oxygène soufflé peut être inférieur à celui des 1514 m3 d'air. Jusqu'ici des* opérations de haut-fourneau utilisant un soufflage d'oxygène ou un soufflage à haut pourcentage d'oxygène ont été effectuée expérimentalement.
Ces opérations n'ont toutefois pas réussi
<Desc/Clms Page number 26>
économiquement, par suite de la faible vitesse de fusion et de l'emploi de beaucoup d'oxygène, par exemple, dans l'opéra- tion avec un soufflage de 35.2% d'oxygène dans un haut-fourneat d'un diamètre de creuset de 1.5 m, une hauteur de creuset de 1.3 m et une hauteur d'étalages de @.6 m, la consommation de coke par tonne de fonte est de 1620 kg et la. quantité de gaz de gueulard contenant 41.2 N2 est de 4470 m3.
En conséquence, la quantité d'air à 35.2 d'oxygène utilisée est de 2842 m3 par tonne de fonte. lien calculs des tableaux 8 et 9 montrent que l'opéra- tion de haut-fourneau utilisant de l'oxygène seulement , ou un vent ne contenant qu'autant d'oxygène qu'il est nécessaire pour ne pas devoir utiliser un appareil à vent chaud, peut être réalisée économiquement au moyen de la présente invention.
En ce qui concerne l'opération au haut-fourneau, on a constaté que l'air soufflé contenant plus de 35% d'oxygène ne doit pas être chauffé. Lorsqu'on emploie un soufflage à 100 % d'oxygène ou à un pourcentage d'oxygène très élevé, on peut utiliser le ga@ de gueulard comme matière première d'excellente qualité et peu coûteuse dans une industrie de synthèse chimique,
Dans la fusion rapide avec la même quantité d'air soufflé par jour, la quantité journalière de gaz de gueulard, qui détermine la quantité de chaleur transmise de la partie inférieure à la partie supérieure du fourneau, est considé- rablement plus grande que dans l'opération réelle ordinaire,
de sorte que la même hauteur de cuve que dans un haut-fourneau ordinaire est nécessaire. Dans. une fusion modérément rapide toutefois, dans laquelle les quantités de matière carbonée, d'air soufflé et de H20 à souffler dans le four sont choisies de manière appropriée, on peut utiliser comme cas spécial un haut fourneau à cuve basse.
<Desc/Clms Page number 27>
Dans la mise en pratique de l'invention, s'il n'existe pas de briquettes de charbon pouvant convenir, il est recommandé de loti fabriquer à. partir d'une matière carbonée, en préparant cette matière pulvérisée, choisie de la manière décrite ci-après, en la chauffant pour la sécher et en l'amenant à une température se situant la plupart du temps entre 380 0 et 500 C inclusivement tout en la mélangeant uniformément, afin de provoquer une intense décomposition paf la ohaleur et d'éliminer les matières volatiles à basse température, mais en retenant la majeure partie des matières volatiles;
la décomposition intense à chaud est réalisée par un chauffage indirect, en faisant passer la matière première dans un four tubulaire rotatif en métal dont la surface intérieu- re est munie d'ailettes et en soumettant la matière première, ainsi traitée à chaud et pulvérisée, à un moulage à la presse, en vue d'obtenir des briquettes de charbon denses et rigides, pendant qu'elle est encore ohaude. Ce procédé a été découvert et mis au point par l'auteur de la présente invention.
Des briquettes de charbon d'excellente qualité se fabriquent facilement sans liant, au moyen d'un appareil simple de grande capacité.* Les conditions requises pour la mise en pratique de ce procédé sont données aux tableaux 10 et Il*
<Desc/Clms Page number 28>
Tableau 8 Charbon et coke moulés
EMI28.1
Carbon < .. \ "t ooke Carbonmat.prem. Charbon moulé itould NO ,Oompo. Granulo. Di. Temp. Preo- .#.t###t##.##4.######## N* Compo- Granule- Di- Temp.
Près- Ma- Cen-- R6sàe- Cen- Ré"
EMI28.2
<tb>
<tb> aiglon <SEP> metrie <SEP> men- <SEP> de <SEP> sien <SEP> tiè- <SEP> dres <SEP> tance <SEP> dres <SEP> sission <SEP> moula- <SEP> de <SEP> res <SEP> à <SEP> la <SEP> tan-
<tb> (mm) <SEP> ge <SEP> moula- <SEP> vola- <SEP> oompres- <SEP> ce
<tb>
EMI28.3
(0) e tilea sion 1a v (kg/cm') (%) (kg/cm oom près sion! ':
(kg :
EMI28.4
<tb>
<tb> cm2)
<tb> 1 <SEP> TY <SEP> 25 <SEP> T <SEP> & <SEP> Y <SEP> lon- <SEP> 400 <SEP> 300 <SEP> 61 <SEP> 130
<tb> endos- <SEP> gueur
<tb> sous <SEP> de <SEP> 50
<tb>
EMI28.5
.#######. 10 lar- #########.##################i
EMI28.6
<tb>
<tb> TY <SEP> 25 <SEP> mailles <SEP> geur <SEP> 400 <SEP> 200 <SEP> 59 <SEP> 152
<tb> hauteur
<tb> ########. <SEP> 36
<tb>
EMI28.7
y' 25 forme 400 ¯ zou . ¯¯ ¯ ¯¯¯¯ z a06 ' ova- le j,,: l
EMI28.8
<tb>
<tb> 4 <SEP> TY <SEP> 25 <SEP> S <SEP> & <SEP> T <SEP> 400 <SEP> 200 <SEP> 30.5 <SEP> 10.73 <SEP> 71 <SEP> 14.45 <SEP> 300
<tb> en <SEP> dessousde
<tb> 10 <SEP> dia-
<tb>
EMI28.9
SA 35 mailles mètre 390 200 31.5 10.45 108 215 Y, A l hau:" #####on des- teur ####. ##### ### ## ##### ###.
EMI28.10
<tb>
<tb>
S <SEP> 45 <SEP> sous <SEP> de <SEP> 20
<tb> 6 <SEP> A <SEP> 35 <SEP> 18 <SEP> for- <SEP> 400 <SEP> 200 <SEP> 80 <SEP> 265
<tb> I <SEP> 20 <SEP> mailles <SEP> me
<tb> de
<tb> cour-
<tb> 7 <SEP> TY <SEP> 20 <SEP> te <SEP> 420 <SEP> 200 <SEP> 49 <SEP> 132 <SEP> ' <SEP>
<tb> colonne
<tb> 8 <SEP> TY <SEP> 20 <SEP> T <SEP> en <SEP> 400 <SEP> 300 <SEP> 31.4 <SEP> 138 <SEP> 400
<tb> dessous
<tb> de <SEP> 18
<tb> 9 <SEP> TY <SEP> 30 <SEP> mailles <SEP> 450 <SEP> 300 <SEP> 23.9 <SEP> 56 <SEP> 158
<tb> en <SEP> des- <SEP>
<tb> sousde
<tb> 10 <SEP> TY <SEP> 40 <SEP> 60 <SEP> 450 <SEP> 300 <SEP> 60 <SEP> 177
<tb> mailles
<tb> 11 <SEP> TI <SEP> 30 <SEP> 450 <SEP> 300 <SEP> 56 <SEP> 143
<tb> 12 <SEP> TI <SEP> 30 <SEP> T <SEP> & <SEP> I <SEP> en <SEP> 450 <SEP> 300 <SEP> 88 <SEP> 106
<tb> dessous
<tb> 13 <SEP> I <SEP> 100 <SEP> de <SEP> 18 <SEP> 450 <SEP> 300 <SEP> 16.2 <SEP> 107 <SEP> 87
<tb>
] <SEP> il <SEP> 1 <SEP> mailles <SEP> 1
<tb>
<Desc/Clms Page number 29>
note (1) Les compositions TY25 et S45A35I25 représentent respeoti- vement du charbon T à 75% + du charbon Y à 25% et du charbon
S à 45% + du charbon A à 35% + du charbon 1 25% de ma- tières volatiles, etc...
(2) Les Charbons moulés en fora* de court.. colonnes :turent préparât en plaçant 8-9 gr du charbon matière première dans un moule en métal chauffé à la température de moulage en appliquant une matrice de prenne sur le charbon, en maintanant la tempéra- ture pendant 30 minutes et en moulant a. la presse, à la pression de moulage, en utilisant une machine d'essai de compression
Amsler de 100 ton in2.
Les charbons moulés sous une forme ovale sont préparée en plaçant environ 65 gr de charbon dans un petit tube en fer, disposé dans un four à moufle préchauffe équipé d'un dispositif de réglage de la température du type à potentiomètre, en maintenant le tube à la température de moulage pendant 70 minutes, en extrayant le tube du four et en transfé- rant la matière première, à la température de moulage, du tube dans un moule en métal chauffé à la température de moulage, en appliquant une matrice de presse sur le charbon et en le moulant 4 la presse sous la pression de moulage (3) La.
distillation sèche pour la préparation du coke moulé est réalisée en utilisant le four à moufle ci-dessus et en chauffant le charbon moulé jusqu'à 1.000 C k une vitesse de
7 C environ par minute et en le maintenant ensuite à cette température pendant 30 minutes.
<Desc/Clms Page number 30>
EMI30.1
Tableau 9 Charbons utilieds pour les briquettes MOU1404 du , tubleau 8.
EMI30.2
charbon. b ; s . Analyaeinduafriellt ' ) ;g -"#!#########i###'" "H#' 0. "--tt####n#####n###-##" Type Desorip- Symbo- 0(%) Eau Con- Mat. Carbone :rixe ¯w. tiion (?3 dres volati- () ¯¯¯¯¯¯¯¯ ¯¯¯¯¯¯ ¯¯¯¯¯¯¯¯ ¯¯¯¯ (5) les (?!) ¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯-.3 charbon Miakubet- 8 75t6 7*23 -!0.63 44e77 37.29 $t *
EMI30.3
<tb>
<tb> no <SEP> brun <SEP> au
<tb> charbon
<tb>
EMI30.4
Id, 0 bitumineux Takamatau T 79.5 4,32 11,36 41.23 z.09 T!) non egglu- ; tinant ################################################ charbon bi- t tumauxpeu Àahib6ù0U A 82.3 2.50 3.13 44.47 49.90 agglutinant ¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯ ¯¯¯¯¯¯ ¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯ [ ,;
43 charbon bi- tumeux peu Yubayi Y 84*5 1.25 5.68 41-07 52.00 agglutinant .#################### .L.##########'""'"-'" -####-.#######################################- -. ; charbon fumeux for- Itmeanxn, 1 88.7 1.18 9.06 19.28 70.48 femenf ag- , /)1
EMI30.5
<tb>
<tb> glutinant
<tb>
Note t b.s.e.c;
signifie base sèche exempte de cendres*
Dans la mise en pratique de ce procédé, les conditions de montage, telles que le type de charbon, la composition du mélange de matières premières, la température maximum de celles-' ci dans le four rotatif, la durée de chauffage de ces matières premières, la granulométrie des matières premières et la pression de moulage peuvent être choisies en se reportant aux échantillons du tableau 8 ou, de préférence, sont choisies en préparant des échantillons de charbon moulé en forme de courtes colonnes et de coke moulé et en utilisant le charbon à employer effectivement de la même manière que dans le cas de l'échantil- lon du tableau 10.
Dans ce cas, un échantillon de ooke moulé est de préfé- rence préparé avec un chauffage suffisamment rapide par rapport à la vitesse de descente de la charge du haut-fourneau à fusion ! rapide utilisant les briquettes de charbon.
<Desc/Clms Page number 31>
A titre de référence pour le choix des conditions de moulage, les nombreuses expériences effectuées par l'inventeur montrent qu'en ce qui concerne la granulométrie de la matière première, il est préférable de choisir entre une ouverture inférieure à 30 mailles et une ouverture inférieure à 18 mailles inclusivement dans un tamis B.S.S. et en ce qui concerne la durée de chauffage de la matière première dans le four totatif, on devrait choisir un temps se situant entre 20 et 40 minutée pour la dimension de grain ci-dessus, car un temps excessivement long diminue la capacité de traitement du four rotatif.
Quant... à la température maximum de la matière première dans le four rotatif, il est préférable de la choisir entre 38000 et 46000 inclusivement, pour un mélange de matières premières comprenant un charbon non agglutinant, ou un charbon agglutinant légèrement oxydé, ou un mélange de ces deux charbons oomme constituant principal et un charbon agglutinant comme constituant le moins important;
on choisira une température se situant entre 380 C et 430 0 inclusivement pour un mélange de matières premières oomprenant du charbon non agglutinant, ou du charbon agglutinant légèrement oxydé, ou un mélange de ces deux charbons comme constituant essentiel et plus important qu'un autre constituant quelconque, un oharbon peu agglutinant comme constituant possible et un oharbon fortement agglutinant ou un autre matériau carbone ayant une propriété de ramolissement inférieure à oelle du char- bon peu agglutinant comme oonstituant possible;
on choisira une température située entre 440 0 et 500 C inclusivement pour une matière première comprenant uniquement un charbon fortement agglutinant, ou essentiellement un tel charbon, ou un mélange de matières premières oomprenant un charbon fortement agglutinant dans une proportion de 50% ou un constituant très important et une autre matière carbonée ayant une propriété de ramolissement
<Desc/Clms Page number 32>
EMI32.1
.,:ri'érieur.e à oeil. du charbon fortement agglutinant oonm.
, contitut 5'0 ou à un pouroéÉtage moindre, pour oe " '.. qui:" êsli 48 la prees10nde moulage, il est préférable de la choisir aux environ de 300 kg/om2 ou de 200 kg/om.
<Desc / Clms Page number 1>
Patent you invention. High speed melting in a vertical furnace.
The present invention relates to a process for the production of ter and other metals from their ores in a vertical furnace by charging into it, instead of coke and similar ordinary carbonaceous material, denae charcoal briquettes. and rigid, paying a sufficient content of volatiles.
to produce hydrogen and the property of converting into dense and rigid molded cokes without cracking or sticking when subjected to high temperature dry distillation, and increasing metal production by rapid melting due to emotion hydrogen releases volatile matter contained in the charcoal briquettes, The inventio @ is a development of British Patent No. 959,444 published June 3, 1964, An object of the invention is to reduce the cost of production.
<Desc / Clms Page number 2>
EMI2.1
-The present inventor carried out an experiment aur .'i:;. '.' <j i '' 1 "a. top-fqmmoau operation, using the briquettes * i," -. l j '', 1 ¯ do charcoal indicated in table v <o d'utr natiér * a a '.' .pri8 '. at 'ta'bl8 & U 2 in a small blast furnace with a * .1 haàtaur 4 * 23 m, an effective volume of 0.33 .3 and a nominal daily airspace of & 50 kg. The blast furnace; # had% kings holea d 'éohant111ona-g. of 80 am in diameter at the bottom of the. tank l'ta60 aup4r1eur) t to the central part of the belly (intermediate stage) and to the .. ",", x, '"' .... \ 1" '.. t!' ... central part dss lower stage stall. central part of. shelf a (lower floor) ...,] g j -. /.
In the course of the experiment,% three operations were carried out as follows: in oa8 I, only coke or carbonaceous material was used for the charge of the furnace, in case II, oeke and briquettes,
EMI2.2
in the respective propertions of 50 and in the oaeiTII only charcoal briquettes were used. The raw materials and the results of the experiment are shown in Tables 2 to 7 inclusive.
Table 1 Data for the comparison of the three operations.
EMI2.3
<tb>
<tb>
Case <SEP> Material <SEP> Fe <SEP> in <SEP> Iron <SEP> in <SEP>% <SEP> of <SEP> re- <SEP> Production <SEP> Briquetcarbo- <SEP> the <SEP> slag <SEP> the <SEP> castine <SEP> duction <SEP> of <SEP> cast <SEP> tes <SEP> of
<tb> née <SEP> (%) <SEP> in <SEP> 8 <SEP> H <SEP> loaded, <SEP> from <SEP> Fe0 <SEP> in <SEP> 8 <SEP> h <SEP> coal
<tb> (kg) <SEP> by <SEP> 8 <SEP> h <SEP> in <SEP> the <SEP> (kg) <SEP> loaded
<tb> (kg.) <SEP> castine <SEP> en <SEP> 8 <SEP> h.
<tb> loaded <SEP> (kg)
<tb> 1 <SEP> Coke <SEP> 100 <SEP> 2.92 <SEP> 0.97 <SEP> 0 <SEP> 124.8 <SEP> 0
<tb> Coke <SEP> 50
<tb> II <SEP> Lighter- <SEP> 0.81 <SEP> 1.24 <SEP> 35 <SEP> 173.6 <SEP> 337.5
<tb> tes <SEP> 50
<tb> III <SEP> Lighter- <SEP> 0.98 <SEP> 1.01 <SEP> 3 <SEP> 108.5 <SEP> 880.0
<tb> tes <SEP> 100
<tb>
<Desc / Clms Page number 3>
EMI3.1
Case Temp eratu time.
Blown air Released hydrogen stay re at stage 3 .0) briquettes of (min) Q greater than m "'<charcoal in 8 h (kg)
EMI3.2
<tb>
<tb> (C)
<tb> I <SEP> 132 <SEP> 1280 <SEP> 2.3 / min. 500 <SEP> none
<tb> II <SEP> 99 <SEP> 1410 <SEP> 2.3 / min.500 <SEP> All <SEP> hydrogen <SEP> has <SEP> been
<tb> cleared <SEP> in <SEP> the <SEP> sound system <SEP> where
<tb> the <SEP> temperature <SEP> is
<tb> lower <SEP> to <SEP> 1410 C
<tb>
EMI3.3
III 122 1435 2.0 / min 501 Beauooup of hydrogen a
EMI3.4
<tb>
<tb> summer <SEP> cleared <SEP> in <SEP> the <SEP> zone
<tb> where <SEP> t <SEP> is <SEP> less than <SEP> than
<tb> 1435 C, <SEP> but <SEP> the <SEP> condition
<tb> intensely <SEP> reduotrioe
<tb> from the <SEP> oven, <SEP> as <SEP> in <SEP> on
<tb> case <SEP> II,
<SEP> has <SEP> not <SEP> been
<tb> specified.
<tb>
Table 2 Chemical composition of the raw materials loaded.
EMI3.5
<tb>
<tb>
Description <SEP> Dimension <SEP> Chemical <SEP> Compositions <SEP> (%)
<tb> of <SEP> groin <SEP> ¯¯¯¯ ..
<tb>
EMI3.6
(mm. T.Fe P Si0 A1203 OaO 8 Mn 002.
EMI3.7
<tb>
<tb> Ore <SEP> from <SEP> 5-1.5 <SEP> 58.14 <SEP> 1. <SEP> 45 <SEP> 2. <SEP> 23 <SEP> 5. <SEP> 28 <SEP> 0. <SEP> 04 <SEP> 0.04 @ <SEP> 0.85
<tb> iron <SEP> from <SEP> Goa
<tb>
EMI3.8
Castine 5-1.5 0.92 0.47 0.21 53.46 0.02 43.71
EMI3.9
<tb>
<tb> Ore <SEP> from <SEP> 5-1. <SEP> 5 <SEP> 23.12 <SEP> 7.06 <SEP> 1. <SEP> 00 <SEP> 29.4 @
<tb> Mn <SEP> Indian
<tb>
<Desc / Clms Page number 4>
Table 3 Industrial analysis of the carbonaceous materials charged.
EMI4.1
<tb>
<tb> Description <SEP> Dimension <SEP> Ash <SEP> Material <SEP> Carbon <SEP> Sulfur
<tb> of <SEP> grains <SEP> (%) <SEP> volatile <SEP> fixed <SEP> total
<tb> (mm) <SEP> (%) <SEP> (%) <SEP> (%)
<tb> Coke <SEP> 20 <SEP> -10 <SEP> 15.82 <SEP> 0.55 <SEP> 83.63 <SEP> 0.62
<tb> Briquettes <SEP> 20 <SEP> x <SEP> 20 <SEP> x <SEP> 13 <SEP> 9.68 <SEP> 43.17 <SEP> 47.15 <SEP> 0. <SEP> 56
<tb> of <SEP> charcoal <SEP> oval <SEP> shape
<tb> Coke <SEP> molded
<tb> obtained <SEP> by
<tb> distillation <SEP> 15. <SEP> 68 <SEP> 0.86 <SEP> 83.46 <SEP> 0.54
<tb> to <SEP> seo <SEP> des
<tb> briquettes
<tb> of <SEP> coals <SEP>
<tb>
Note: (1) Percentage composition of coke raw material: 45% high caking coal, 55% low caking carbon.
(2) Percentage composition of the raw material of charcoal lighters * 13 low caking charcoal 23%, non-caking charcoal 70%, pitch 7%.
(3) The coke used in the test was a coke specially prepared so as to approximately homogenize the mold coke produced by the dry distillation of the charcoal briquettes / with regard to ash and fixed carbon content.
<Desc / Clms Page number 5>
EMI5.1
! 1 <M 4 6eult.nts of the operation and using briquettes of! Ableau R'aultata the operation using. 'br1qUttt .. charcoal dan. the small blast furnace 4 ilkl.
EMI5.2
####### - ########. ######. ######################## - ################# - ######. f '- <t <Operation Quant1't' of ore put QuanUt 'pal "i b. Rap- ¯¯¯¯¯¯¯ ¯¯¯¯¯¯¯ (a) (g) port Mine- cati- Minera Coke Name - Pro- 1A.1 ... gaz t1-, rat do ne d 4 Vu or bro duo- titr ctn- re iron brai- de dres car quet- char de or bo- 1 ton de and font, * pou $ born coal a1. e. "- ¯¯¯. .a ¯ .8 .5 Poke 100 6.08 3.2 0.3 15 33 124.8 136 # 5 3.2 3 * 97 "Dan II riquet- riqutttes.
ton 7.5 riquettea 6.0 3.0 0, 3 leoke 45 173.6 159.5 17.8 J.8 oke 50% Ma III) riquettes 4.0 2.5 0.3 20 44 108.5 108.5 890 .11 harbon 100%) ¯¯¯ # Operation Composition of the cast iron (, c Composition slag (! <) C Si mu 8 Si02 CavO 120J Poo 8 CaO 31 2 Case 1 3.89 1.70 1.42 0.041 24.90 46.23 24.60 2.75 0.545 1.66 Case II 3.99 2.30 1.24 0.032 25.28 48.23 23.08 0.65 0.796 1.91 Case III 3.72 1.52 1.10 0.062 1.11-0 5.75 26.40 1.16 1.028 '.77 Operation Ai ground-wire, ¯¯¯¯ Gas at the furnace outlet Result (m3 / min) Pressure Temp.
Temp. 111-ression 00 C02 de (cm2) (00) ('0 H2D) the opera- tjon Case 1 2.3 75.0 500 841 55 33.4 2.0 good Case il2T390T5'55'5B33.6. on Case III 2.0 93.0 501 469 32 31.6 2.6 poor
<Desc / Clms Page number 6>
EMI6.1
Tebleau 5 Diatribution ào 1 * dimanaion dos graoEo 4th la metilro oarbon4. dan. the furnace ()
EMI6.2
<tb>
<tb> Case <SEP> Temp.
<tb>
EMI6.3
point d "(-0) 10 JIUD. 10-5 5 -.1 3-1.5 1. ' lia '
EMI6.4
<tb>
<tb> measurement <SEP> mm <SEP> mm <SEP> mm
<tb> loudspeaker <SEP> 841
<tb>
EMI6.5
floor 8up4- floor BUP4rieur 1280 79.9 7.2 3.2 4.2 5.5 '¯ 1 middle floor 1390 70.3 12.2 5-3 5: 1 "Î lower floor 1520 63.6 13.2 5.6 6.7 10.9,]",) gueulard569 "*' '# ** * '# - #####' "'" - "'" '-' 'Floor eu1'. 1410 74.9 13.6 3.8 3.3 4 4 '"II middle floor 1440 66.5 18.3 4.6 3.5 7 1 indoor floor, 1570 58.9 15. 6.5 6.9 11:
9 / dd
EMI6.6
<tb>
<tb> gueulard469
<tb> upper <SEP> floor. <SEP> 1435 <SEP> 55. <SEP> 1 <SEP> 20. <SEP> 4 <SEP> 7.0 <SEP> 8.4 <SEP> 9.1
<tb> III <SEP> middle <SEP> stage <SEP> 1450 <SEP> 40.8 <SEP> 25.4 <SEP> 8. <SEP> 7 <SEP> 12. <SEP> 8 <SEP> 12.3
<tb>
EMI6.7
etago inf. 1550 29.5 14.0 12.6 26.1 17 8 Table 6 Composition of gases in the furnace (%)
EMI6.8
Case Poeitionde Temp.
Pressure Co 2 0- emrn 00 EL CH, Net la. CI measurement (mm H 2 0) others, sleeve 841 Pressure 206 0.2 0 33.4 H2 0 64.4 stage aup. 1280 212 0.8 0 0 34.8 0 0 64.4
EMI6.9
<tb>
<tb> 1 <SEP> middle <SEP> stage <SEP> 1390 <SEP> 260 <SEP> 0 <SEP> 0.2 <SEP> 0 <SEP> 34.2 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 65.6
<tb> lower <SEP> floor. <SEP> 1520 <SEP> 278 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 34. <SEP> 4 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 65.6
<tb> gueulards <SEP> 569 <SEP> 38 <SEP> 1.6 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 33.6 <SEP> 2.6 <SEP> 0 <SEP> 62.2
<tb>
EMI6.10
gtaseeup. 1410 290 0 0 0 34.2 '0 0 65.8
EMI6.11
<tb>
<tb> II <SEP> middle <SEP> stage <SEP> 1440 <SEP> 338 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 34.2 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 65. < SEP> 8
<tb> lower <SEP> floor. <SEP> 1570 <SEP> 370 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 34.4 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 65.6
<tb> loudspeaker <SEP> 469 <SEP> 32 <SEP> 2.
<SEP> 6 <SEP> 0 <SEP> 0.6 <SEP> 31.6 <SEP> 5.7 <SEP> 2.0 <SEP> 57. <SEP> 5
<tb> upper <SEP> floor. <SEP> 1435 <SEP> 370 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 32.4 <SEP> 2.0 <SEP> 0 <SEP> 65.6
<tb> III <SEP> middle <SEP> stage <SEP> 1490 <SEP> 530 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 33.2 <SEP> 1.7 <SEP> 0 <SEP> 65.1
<tb> lower <SEP> floor. <SEP> 1550 <SEP> 700 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 0 <SEP> 35.6 <SEP> 2.0 <SEP> 0 <SEP> 62.3
<tb>
<Desc / Clms Page number 7>
EMI7.1
<tb>
<tb> Table <SEP> 7 <SEP> Volume, <SEP> pressure <SEP> and <SEP> temperature <SEP> of the <SEP> gases <SEP> in <SEP> the <SEP> furnace
<tb>
EMI7.2
Case Position of Time Pressure in Volume of gQ.Z in the measure (00) the furnace furnace (mJ) dane the H20 (difference) C02 02 CmHn H2 to M H20 mm) eend - - 0 mouth 841 55 157 266 2 ;
7 0 52.2 0 0 354 upper floor. 1280 212 7 10.8 0 0 '1.2 p o i middle floor 1390 260 18 0 2.6 0 T5.9 0 0 330 lower floor 1520 278 0 0 0 57.5 0 0 330 330 gaaulaxd 569 38 252 "22.4 0 0 471.1 J6. Upper floor 1410 290 25î .. 2 floor BUp. 1410 290 ..0 453: 2 Middle floor 1440 338 453.2 upper floor, 1570 370 32 0 0 0 45'7,,
EMI7.3
<tb>
<tb> throat <SEP> 469 <SEP> 32 <SEP> 34.3 <SEP> 0 <SEP> 7.9 <SEP> 416- <SEP>
<tb>
EMI7.4
upper floor, 1435 370 338 0 374 .; j # f # - #######) #! ## t) 25. 120
EMI7.5
<tb>
<tb>
<tb>
EMI7.6
The comparison data of. trol-a operatioca am an- 11 are obtained by selecting dea ànnn4ea dea 1abJ .-. u 4 ot S or by the following calculation lea doaneea da oen d.a 1tâb1 ....-.: .. l! 9.U. t En oe qui oonoerne la. quanü d. on, lia <) << MtH & 1t a11: en was calculated first on a baaa d. 8 h .......
That is, by taking 00811.'1 down. the qc <antt.t4 atr ao "aU1 'dm% abiaau 4 and the compoaiti <m of the lU of 1abl- .. 6 ...............
4! . 'tiQteJ. ooma. follows, at t1 tn 'd' a8pl ..,: ": 1 <:. <, ...;) .3 60 z: z --IL .. 1330.) 'LI (' '' ', y 3 mx - - lm; r 'w A, 3' & \ ,, 1 les oond1tioae 4-. hq "---....
! '101 1. ¯,;. ,,, f '"' t- 1 <iaieyi" t. good ** to e 'la. ] p1 '' 1: fù "I": A. "'!' ,) 9 - oella du .. 1, 17Jt.1M \ - m ..
111 'D9 - .I \ l 1'u ok 4-it MWf & 1M o% à'o @ m% 1em i 1 \\ "1.hterrupue after Wa 14 how * a, 8th .... il; N. 8 f Qv11'Oft 801 \ ttTipa de 8'Our,
<Desc / Clms Page number 8>
In case II, the amount of Fe in the slag is 0.81 kg. which represents a minimum and is 35% lower than the quantity of Fe (1.24 kg) introduced into the blast furnace by the limestone, these 35% being reduced to the state of proud.
As a result, in Case II all of the charged iron ore except a very small portion escaped from the top as potent and the 35% of the total FeO in the charged limestone was reduced to iron. In case I, the amount of Fe in the slag is 2.92 kg. which represents a maximum and is greater than 1. 95 kg. to the quantity of Fe (0.97 kg.) in the limestone put in this 1.95 kg. comes from the baked iron ore, because the iron oxide in the ash of the carbonaceous material is trapped by the carbon thereof and easily reduced to the state of iron when the ash is melted.
As a result, in case I, part of the loaded iron ore and all of the Fe (0.97 kg) of the baked limestone becomes slag like in an ordinary blast furnace.
In case III the condition of the furnace is bad and its reducing action is worse than in case II, but much better than in case I, so that in the latter case all the iron ore in the oven except a very small one. part escaping from the throat as dust, and part of the FeO of the limestone used were reduced to iron without loss in the slag.
These results show that the intensely reducing and stable conditions of the furnace making it possible to reduce to the state of iron without loss in the slag, not only all the iron ore charged, except a very small part escaping as dust at the mouth. , but also a part of the FeO of the charged limestone, can be obtained by correctly charging suitable charcoal briquettes. In an ordinary blast furnace, not using charcoal briquettes,
<Desc / Clms Page number 9>
part of the loaded earth ore and all the FeO in the limestone always escape due to the slag.
The results of the experiment furthermore show that the hydrogen liberated from the volatiles * of the charcoal briquettes, in the low temperature zone of the furnace, where there is a lot of iron ore, but by spongy iron, has a special power to accelerate the reduction, thanks to H2, CO and C, and to ensure these excellent conditions of the furnace.
In case III, the quantity of charcoal briquette * used in 8 hours (880 kg.) Watt far greater than that used in case II (337.5 kg.). As a result, the amount of hydrogen produced in case III is much larger than in case II (about 2.6 liver). On the other hand, the reducing action in case III is less than and that it is in case II.Note that in the latter case, all the hydrogen was produced in the temperature zone below 141000 and that in In case III, a lot of hydrogen was produced in the temperature zone exceeding 1435 C.
This means that a lot of the hydrogen produced in the high temperature zone could not have a greater reducing action in the furnace than that of the hydrogen produced in the lower temperature zone. In case I, as in the operation of an ordinary blast furnace, a considerable amount of hydrogen from the combined water of the ore was produced in the zone of 900 to 1280 C and rose in the zone where the temperature was below 900 C to reduce iron ore and give H2O.
However, this hydrogen did not show apéoial power to produce the excellent condition of the blast furnace demonstrated by the result of the experiment.
<Desc / Clms Page number 10>
EMI10.1
oon.4qutnce. hydrogen susceptible 4 '.... ur81' this excellent condition of the furnace had to be lllulti3ixlt produced in 1 are ot the temperature is lower than 900 * 0. 1.4 reason can and easily understood from the oon8id4ra ";. tiont tuivaatee.
It is well known that H2 or CO cannot burn
EMI10.2
or and combine with 0 in a dry 8triotement atmosphere,. at such a low temperature that heat dissociation of H2 or O2 cannot occur, but if
EMI10.3
the statmoaphbre has some moisture, containing
EMI10.4
very small amount of Il ions and OH, Ii2 or CO, can burn or and combine with 02 and likewise, when H2 or 00 burn with O2, there are always OH ions as intermediates
EMI10.5
in the flame, which yield 0 fi. H2 or CO to obtain H20 ¯ / JÎ or CO2, releasing atomic hydrogen which can be combined, with 02 following the reaction 2H + 02 20 H.
The intermediate, OH therefore allows the continuation of the combustion, In case II a lot of active hydrogen precisely liberated from the volatiles can act immediately on the oxygen of the ore of
EMI10.6
for vOisin, nascent or atomic, to produce a very large amount of OH intermediates compared to the H and OH ions found in moisture. The large amount of OH gives up oxygen to give off large amounts of H2 and 00 as well as C to give H2O, CO2 and CO, simultaneously releasing many hydrogen atoms.
These reactions continue continuously with the reactivated atomic hydrogen, until all the oxygen in the iron ore is removed during the descent of the latter. It's here
EMI10.7
reason why the hydrogen produced in the zone at a lower temperature, 900t1 has the special power to ensure this excellent condition of the furnace. Lower is the
<Desc / Clms Page number 11>
temperature at which oxygen is produced the better, as the number of repetitions increases. In the zone at 800-900 0, there is a considerable amount of spongy iron which can act as a catalyst to convert atomic hydrogen to molecular hydrogen.
In case II, the very great reduction intensity resulting from the excellent condition of the furnace shows that 'it is also possible to obtain a very rapid melting by operating with a reduced loading rate of carbonaceous matter per tonne of metal produced ( or with an increased loading rate of iron ore per tonne of metal produced) so as to decrease the high reduction intensity of the intensely reducing and stable conditions of the furnace which is obtained by the use of this carbonaceous material.
As a result of this operation, the capacity of the furnace is greater, due to the increase in the specific weight of the load and the operation accelerates the descent of the contents in the furnace, simultaneously dropping the upper temperature (569 C) to.
a normal temperature (below 300), because the decrease in the fuel supply for the quantity of blown air of 2.3 m3 / min. is prevented by increasing the descent speed in order to continue the operation,
In case I, it is impossible to decrease the temperature at the top by increasing the rate of descent of the contents of the furnace, because the reducing action in it is very weak and the temperature at the upper stage too low, that is, that is to say 1280 C, far lower than the 1410 C of case II * The residence time in case I, ie 132 minutes, was obtained by a forced march. 8i normal operation with a throat temperature of less than 300 0 is ensured.
the residence time of case 1 will become infinitely long, the load not going down. The fact that the temperature upstairs
<Desc / Clms Page number 12>
higher, 1280 C, is lower than that of case II (1410 C). is mainly due to the reduction by hydrogen preferably replacing the reduction by carbon, which absorbs about five times more heat than hydrogen.
In case III, the intensity of the reduction was far greater than in case I, but the operation was interrupted due to the poor condition of the furnace due to the disintegration of the charged carbonaceous material and the excessively high pressure. in the fusion zone.
As during decomposition with heat, the carbon exhibits an endothermic phenomenon below 40,000, mainly slightly exothermic between 400 and 600 C, very exothermic between 600 and 800 C and the reaction is above all thermally neutral. above 800 C, the briquettes of ', charcoal used containing raw coal, descended into the melting zone of the furnace where there were large quantities of volatile matter, before reaching a temperature high enough to actually release all those therefore, disintegration was caused by rapid release of volatiles due to the tremendous heat of the melting zone.
The pressure in this zone became so high that the operation was made difficult by the superheated steam of the produced water (164. 79 kg / 8 hour). These facts are demonstrated by research into the grain size distribution of carbonaceous matter in the furnace and in the gases thereof.
Regarding the decay of the carbonaceous material in the furnace, Table 5 gives the grain size distribution of the carbon material in the batch,
It will be observed that the difference in decay between cases I and II is not great. Close examination shows
<Desc / Clms Page number 13>
than in case II, the material is a little more cracked.
EMI13.1
however, as the temperature (141000) at the upper stage, in case II, is greater than the melting point of 15% of
EMI13.2
Oondros, it Went not correct to cut 1 "heap. greater than 141060 of and case with that at 128040 of * as 1 and it is better to compare it with the intera'dia1re, '1334'C.
We then find that in case 'I, the ocke at 139000 at' t '.f, crushed completely more than the briquettes already coniertion in coke h 1410 * 0 of the case II * the em1, when 1 * coke eat%. a temperature of exceeding 14006 # it becomes rapidenrent lin8wi.rsment low # due to the rurvenanli transformation into its molecular state. As a result, the fact that the decay at the 1st stage in case II is a little more intense than in case I was due to the higher temperature and the length of the exposure time to the crushing force, at a temperature. higher k 1400 * 0. at a temperature above 1600 ° C, adequate disintegration is rather desirable, for easy combination.
In case III, as said above, the charcoal briquettes were disintegrated to such an extent. that there was an interruption of the operation, with a bad condition of the furnace, at the same time as a high pressure in it, caused mainly by the partial pressure of the superheated steam of the 213.48 kg. of water produced by the 23? 2 kg of hydrogen released from the charcoal briquettes in 8 hours.
With regard to the pressure in the furnace, the data is shown in Tables 6 and 7. It is important to study the partial pressure of the superheated steam generated by the hydrogen of the charcoal briquettes in the furnace. These briquettes containing 43.17% volatile matter have at least 4% hydrogen available.
In the
<Desc / Clms Page number 14>
case III, the quantity of hydrogen available this at least
EMI14.1
of 35 * 2 kg. per 8 hours, due to the fact that 880 kg of briquettes were used during the same time. The hydrogen available means the name of gas hydrogen releases and the hydrogen content in CHi 4 and C% Cn released when the aarbonde material is-, 'eoumi.ee 1 dry distillation at high temperature. In addition to the hydrogen # released from the charcoal briquettes about 1 kg, hydrogen, 6y from the humidity of the blown air, and about 2 kg, we have experimented with. from the combined ore water are produced by
EMI14.2
8 hours in the oo-f280Q area.
, 3 ..
In the IIIT case the quantity of available hydrogen escaping * into the top gas is 6.77 kg. in hydrogen bzz gas and 4.T1 kg. in CUL. The amount of available hydrogen which combines with oxygen to form water; in the furnace is 23.72 kg in 8 hours. As a result, a very large amount of water (213.48 kg) is produced by loading charcoal briquettes into the furnace.
This water is converted into superheated steam, the partial pressure of which surprisingly increases the pressure therein. Of the 23.72 kg, of hydrogen, 5.41 kg combine with the oxygen of the ore, as shown by the calculation in
EMI14.3
assuming that the ore is in the form cb he203 free from combined water. the 18.31 kg. of hydrogen remaining in 8 hours must ae combine with another source of oxygen which is the CO filling the furnace as discussed below.
As shown in Table 7, the values of the. pressure in the furnace and the pressure difference are strongly influenced by the quantity of hydrogen produced, in particular in the melting zone of case III, because the
EMI14.4
amount of hydrogen, i.e. the amount of vapor
<Desc / Clms Page number 15>
overheating in the melting zone is very considerable.
As can be seen in case III in Table 7, the amount of CO decreases from 53.1 m3, that is to say from 427.6 m3 to, 1: the lower floor to 374.5 m3 at the upper floor in 8 hours.
It is obvious that the CO has not been consumed for the reduction, because there is no CO2 at these stages, On the other hand the quantity of 25.2 m3 of hydrogen in the lower stage is greater than the 19.8 m3 of the middle floor and 23.1 m3 of the upper floor. This indicates that the hydrogen disappears during the rise in the furnace, as each amount of hydrogen present in the middle and upper stages becomes smaller than that of the lower stage while being increased by the hydrogen rising from the lower part. of the stove. This hydrogen which has disappeared was produced in addition to the 68.1 m3 (6.129 kg) of hydrogen which is the sum of the quantities of hydrogen present in the three stages.
These results show that the quantity of hydrogen which has disappeared can be equal to the reduced quantity of 53.1 m3 of CO and they can act on each other, following the exothermic reaction in the opposite direction of the water / gas reaction, i.e. H2 + CO H2O + C. The fact that the temperature (1450 C) at the middle stage and that of the upper stage (14350C) in the oas III are respectively higher than that of the middle stage (1440 C and at the upper stage (1410 C) in case II, even if the temperature in the lower stage (1550 C) in case III is lower than that of the lower stage (1570 C) in case II, clearly shows the presence of exothermic reactions.
In general, the heat loss through radiation, cooling water and furnace wall per tonne of metal produced is inversely proportional to daily production. In a blast furnace these losses of
<Desc / Clms Page number 16>
heat are very large, especially in the last high temperature operation. According to the invention, this large heat loss can be greatly reduced by carrying out a very rapid fusion with the help of active hydrogen, having a special power , freed from the volatile matter of the charcoal briquettes.
Accordingly, in the present invention a large excess of heat is given off, particularly in the high temperature zone. This excess heat requires suitable measures to prevent damage to the furnace wall, such as adjusting the daily output. or blowing steam into the furnace.
In order to determine the importance of this heat loss and to see other phenomena in the furnace, the inventor proposed the following new method for the calculation of the heat balance, in view of the strong influence of the carbon deposit which provides such a quantity of CO2 to the gneulard gas, with a strong exothermic reaction, that, according to convincing experimental results, C in CO2 amounts to about half of the approximately 25% of C in the CO gas passing through the part of the furnace with a temperature of approximately 700 C.
The heat balance per tonne of cast iron was calculated by the new method on the basis of the average data per tonne of cast iron produced during a month in a truly functioning blast furnace, having an effective volume of 753 m 3; during the month under consideration, the average daily production of pig iron was 925 tons, the quantity of coke with 87.8% fixed carbon was 550 kg. the blown air was at a temperature of 872 C and its consumption amounted to 1514 m3, the quantity of H2O introduced by the blown air containing 23 gr. humidity per M3 was 34.822 kg and the amount of top gas having a latent heat of 724 kcal / m3 and a temperature of 169 C, was 2087 m3. The other data has been omitted to avoid too long expansions.
<Desc / Clms Page number 17>
Table 8 Thermal balance of the 753 m3 blast furnace giving a production of 925 tonnes of cast iron * per day
EMI17.1
(1) Coke used 550 kg, 87.8% 0 3795 103 Keal Heat absorption in the furnace Relationship between
EMI17.2
<tb> (2) <SEP> Air <SEP> blown out <SEP> 1514 <SEP> m3 <SEP> 872 C <SEP> 415 <SEP> calculated <SEP> other <SEP> way <SEP> behavior < SEP> of <SEP> carbon <SEP> kg
<tb> (3) <SEP> Humidity <SEP> in <SEP> supply air <SEP> <SEP> 34.822Kgl8 <SEP> Direct <SEP> reduction <SEP> by <SEP> Cdr <SEP> 129.467 < SEP> 415.014 <SEP> Cdr <SEP> 129.467
<tb> (4) <SEP> a <SEP> 4228 <SEP> Reduction <SEP> by <SEP> 8.440 <SEP> kg <SEP> H2 <SEP> 30.665 <SEP> Cw <SEP> 71.130
<tb> (5) <SEP> Latent <SEP> heat <SEP> in <SEP> the <SEP> gas <SEP> of <SEP> throat
<tb>
EMI17.3
169 C 1513 445.679 Cstp 7.029 (6)
Sensible heat of
EMI17.4
<tb> top <SEP> 2087.35 <SEP> m <SEP> 110 <SEP> Reduction <SEP> indirect <SEP> by <SEP> Cidr <SEP> 97.896 <SEP> kg <SEP> 21.483 <SEP> Air conditioning <SEP > x <SEP> 2 <SEP> 23.040
<tb> (7) <SEP> H2O <SEP> in <SEP> the <SEP> gas <SEP> from <SEP> throat
<tb>
EMI17.5
(7) 2 in 154,087 kg 15,424,196 Cair l40,752
EMI17.6
<tb> (8) <SEP> b <SEP> 1638 <SEP> Reduction <SEP> of <SEP> Si, <SEP> Mn, <SEP> P <SEP> 40.157 <SEP> Cco <SEP> 571.418
<tb> (9) <SEP> Heat <SEP> supplied <SEP> to the <SEP> furnace <SEP> a-b <SEP> 2590 <SEP> Melting <SEP> of <SEP> the <SEP> cast <SEP> 285
<tb> (10) <SEP> C <SEP> CO <SEP> 571.418 <SEP> kgC <SEP> 1267 <SEP> Merging <SEP> of <SEP> dairy <SEP> 194 <SEP> Cco <SEP> 571 . <SEP> 418
<tb> (11) <SEP> CO <SEP> CO2 <SEP> 206.
<SEP> 202 <SEP> kgC <SEP> 1163 <SEP> Decomposition <SEP> of <SEP> the <SEP> castine <SEP> 41.280 <SEP> Ctgas <SEP> 457.134
<tb>
EMI17.7
(12) H2 H20 8.440 kg H2 244 C02 in limestone + C -2Co 39.456 Cdepo + Cl1mco 114.2µ4 (13) Heat of formation of the slag Reao% ion oau-6aB 189.938 140 Koal X 388 kg 54 Water-gas reaction 189- 938 (14) Heat production in the R? f. 9 <t
EMI17.8
<tb> furnace <SEP> 2728 <SEP> Water vaporization <SEP> <SEP> 78.127 <SEP> kg.
<SEP> 46.872 <SEP> Cdr <SEP> 129.467
<tb> (15) <SEP> Total heat <SEP> <SEP> supplied <SEP> (9) + (14) <SEP> 5318 <SEP> (1) <SEP> Absorbsion <SEP> of heat <SEP> <SEP> 1260.899 <SEP> Cidr <SEP> 97.896
<tb> (16) <SEP> Quantity <SEP> of <SEP> CO <SEP> which <SEP> contains
<tb>
EMI17.9
114.284 kg o + C 0 decomposes into 253 227.363
EMI17.10
<tb> (17) <SEP> Heat <SEP> of <SEP> decomposition <SEP> of
<tb> Fe203 <SEP> in <SEP> Fe <SEP> and <SEP> 0 <SEP> 1522
<tb> (18) <SEP> Decomposition <SEP> of <SEP> ores <SEP> from <SEP> production <SEP> heat
<tb>
EMI17.11
Si, 9 Yn 9 1> ores 59 Production of heat at (19) Fusion of the font.
285 Burning of Cair? 55334 Cidr 97.896
EMI17.12
<tb> 6
<tb>
<Desc / Clms Page number 18>
EMI18.1
<tb> Production <SEP> of <SEP> heat <SEP> at the <SEP> depot
<tb> (20) <SEP> Fusion <SEP> of <SEP> dairy <SEP> 194 <SEP> of <SEP> Cdepo <SEP> 108.306 <SEP> kg. <SEP> 370.948 <SEP> Cdepo <SEP> 108.306
<tb>
EMI18.2
(21) Decomposition of limestone j Heat of formation of slag 54 C%, 06, asco. 206,202
EMI18.3
<tb> 96 <SEP> kg. <SEP> 41
<tb> (22) <SEP> CO2 <SEP> in <SEP> the <SEP> castine <SEP> CO + O <SEP> 65 <SEP> (2) <SEP> Production <SEP> of <SEP> heat <SEP> 1180.283
<tb> (23) <SEP> Decomposition <SEP> of <SEP> H2O <SEP> which
<tb> gives <SEP> 11.855 <SEP> kg <SEP> H2 <SEP> by <SEP> (3) <SEP> Net <SEP> absorption <SEP> of <SEP> heat
<tb> reaction <SEP> to the <SEP> gas <SEP> 343 <SEP> (1) <SEP> - <SEP> (2) <SEP> 80.616 <SEP> 930 <SEP> kg.
<SEP> of <SEP> Fe <SEP> in <SEP> a
<tb> ton <SEP> of <SEP> -font <SEP> <SEP> combine;
<tb>
EMI18.4
(24) Water spray 78.127 kg with 398.571 kg. oxygen.
(24) Water spray 78.127 kg 47 298.928 kg. carbon 298.928 carbon (25) Heat absorption in the behavior of water in the oxygen equivalent
EMI18.5
<tb> (26) <SEP> Loss <SEP> of <SEP> heat <SEP> by <SEP> the <SEP> wall <SEP> This <SEP> quantity <SEP> of <SEP> carbon
<tb>
EMI18.6
of furnace 2509 Water introduction by combined water decreases to 278,003 kg. by (27) Total consumption of ore chain 139 continuation of J.'en: f'oan1emen: t of
EMI18.7
<tb> their <SEP> 5318 <SEP> By <SEP> humidity <SEP> in <SEP> the air <SEP> blown out <SEP> 34. <SEP> 822 <SEP> 70 <SEP> kg. <SEP> of <SEP> strafed <SEP> of <SEP> iron
<tb> (28) <SEP> Net <SEP> absorption <SEP> of <SEP> heat <SEP> per <SEP> ton <SEP> of <SEP>:
font *
<tb> (25) <SEP> - <SEP> (14) <SEP> 81 <SEP> By <SEP> the humidity <SEP> of the <SEP> fuel <SEP> 11 <SEP> 278. <SEP> 003 <SEP> kgC
<tb> Gas <SEP> from <SEP> end <SEP> Production <SEP> and <SEP> compor- <SEP> 50.640 <SEP> kgC
<tb>
EMI18.8
hydrogen levels Total water introduced 184,822 net 22? .3s3 bzz per tonne of cast iron gg. Decomposition of water by Note s 50 * 640 kgC * and .H2 1196.06m3 57.30% of the combined water of the water-gas reaction 106.695 Not8: 50.640 kgC .. ore 7.986 Water vaporizing 78.127 1 "dqva.ant ds 8.440 kg.
CO 468.40 22.44 From B:, 20, in: J.1air 3 869 Total water introduced 184.822 of 13oufé 23 gx 1514m a34.822 kgH 0 'Equivalent in water for H2 in CO 2 384.91 18.44 By reaction with gas the gas top 30.735
EMI18.9
<tb> H2 <SEP> 37.98 <SEP> 1.82 <SEP> Hydrogen <SEP> escaping <SEP> 11.855 <SEP> Water <SEP> in <SEP> the <SEP> gas <SEP> of the <SEP> throat <SEP> 154. <SEP> 087
<tb> in <SEP> the <SEP> gas <SEP> of the
<tb> loudspeaker <SEP> 3.415
<tb> Total <SEP> 2087.53 <SEP> 100.
<SEP> 00 <SEP> H2 <SEP> which <SEP> combines <SEP>
<tb> with <SEP> O <SEP> in <SEP> the <SEP> ore
<tb> and <SEP> if <SEP> escapes <SEP> to <SEP> on
<tb> gas <SEP> from <SEP> throat <SEP> 8.440
<tb>
<Desc / Clms Page number 19>
Table 9 Heat balance of rapid smelting with charcoal briquettes in the same blast furnace
EMI19.1
(1) Charcoal briquettes 10JCcal Heat absorption in the Relations of behaviors
EMI19.2
<tb> used <SEP> 400 <SEP> kg, <SEP> 74% TC, <SEP> 4% H <SEP> 2788 <SEP> furnace <SEP> calculated <SEP> of a <SEP> other <SEP > carbon <SEP>
<tb> (2) <SEP> Supply air <SEP> <SEP> 562m3 <SEP> 872 C <SEP> 154
<tb>
EMI19.3
(3) H20 in the supply air 63 kg 32 Direct reduction by Kca1.
Cdr, .3 ,?
EMI19.4
<tb> Cdr <SEP> 91.317 <SEP> kg <SEP> 292.722
<tb> 292. <SEP> 722
<tb> (4) <SEP> a <SEP> 2974 <SEP> Reduction <SEP> by <SEP> 22.060 <SEP> kgH2 <SEP> 80.151 <SEP> Cw <SEP> 89. <SEP> 916
<tb> (5) <SEP> Latent heat <SEP> <SEP> in <SEP> the <SEP> gas <SEP> 372.873 <SEP> Camp <SEP> 7. <SEP> 029
<tb> of the <SEP> throat <SEP> 1091
<tb> of the <SEP> throat <SEP> 1091
<tb>
EMI19.5
(6) Heat of the sensitive top ju gaz da ipi Indirect reduction by z8? 3 Csmp top 1047.?2m 169 * C 55 Cidr 54.326 kg 11.922 Cl.3.m aG 2 23.040
EMI19.6
<tb> (7) <SEP> H2O <SEP> in <SEP> the <SEP> gas <SEP> from <SEP> throat
<tb> 129.666 <SEP> kg <SEP> 13 <SEP> 360. <SEP> 951 <SEP> Cair <SEP> 126.490
<tb> (8) <SEP> b <SEP> 1159 <SEP> Reduction <SEP> of <SEP> Si, <SEP> Mn, <SEP> P <SEP> 40157 <SEP> Cco <SEP> 337. < SEP> 792
<tb> (9) <SEP> Heat <SEP>:
supplied <SEP> to <SEP> furnace <SEP> 1815 <SEP> Merging <SEP> of <SEP> the <SEP> cast <SEP> 285
<tb> (10) <SEP> C <SEP> CO <SEP> 337. <SEP> 792 <SEP> kgC <SEP> 749 <SEP> Merging <SEP> of the <SEP> dairy <SEP> 194 <SEP> Cco <SEP> 337.792
<tb>
EMI19.7
(11) CO C02 117.373 xgc 662 Decomposition of limestone 41.280 Ctgas 270.234
EMI19.8
<tb> (12) <SEP> H2 <SEP> H2O <SEP> 22.060 <SEP> kg <SEP> H2 <SEP> 638 <SEP> CO2 <SEP> in <SEP> the <SEP> limestone <SEP> + <SEP> C
<tb> 200 <SEP> 39.456 <SEP> Cdepo + Climco2 <SEP> 67.558
<tb> (13) <SEP> Heat <SEP> of <SEP> formation <SEP> of <SEP> slag <SEP> 54 <SEP> Reaction <SEP> water <SEP> gas <SEP> 233.782
<tb>
EMI19.9
(1.)
Heat production by reaction
EMI19.10
<tb> <SEP> chemical <SEP> between <SEP> the <SEP> molecules
<tb>
EMI19.11
charcoal 108kcalx400 kg 43 Water vaporization 75.126kg 45.076 Cdr 91.317
EMI19.12
<tb> (15) <SEP> Heat <SEP> produced <SEP> in <SEP> the <SEP> furnace <SEP> (1) <SEP> Absorption <SEP> of <SEP> heat <SEP> 1239. < SEP> 702 <SEP> Cidr <SEP> 54.326
<tb> (16) <SEP> Total heat <SEP> <SEP> ant * <SEP> 2146
<tb> (9) <SEP> + <SEP> (15) <SEP> 3961 <SEP> 145.643
<tb> (17) <SEP> Quantity <SEP> of <SEP> CO <SEP> which <SEP> contains
<tb> 67.558 <SEP> kg <SEP> C <SEP> and <SEP> is <SEP> decomposes <SEP> into
<tb> C <SEP> O <SEP> 150
<tb> (18) <SEP> Heat <SEP> of <SEP> decomposition <SEP> of
<tb>
EMI19.13
1'e203 in Fe and 1522 cil w Decomposition of heat ores y-liduite by combua-.
(19) Decomposition of ores tion of p! 'Jdu1: te by Cidr 54.326 Mn. tion, (, E6.492 water- CUr 54.326 + C
<Desc / Clms Page number 20>
EMI20.1
. -20- m, 85387E. ri a 'o Ô. co rh 0 0 e 4.
O "1 0 0 0000 1, d Ô v", Ô W - mt il 40 cd f: 4 hn 'Î j to 0 É dp ,,,, 4 io N Cf mtr, 4 r Ô Qf ri sM- rl 0 O 4 'n RS Tm 4' where $% 0 'É Cu fl SS <G3 H t pi C 01 r N - 0 cmo 0. Cu Fi 0 m% à'd 1-d' -1 M gn ... %, ÇO u V- à ruz1 dW1 M 1D 0 Ln 0et t 1 # 40 J dm en Éi there 1 SS -3 ai â Cu 0 Ci0 l # Î l / 'A iil É' j Î 1 1 lEhù "X Xt mxog., m rri ÔÔ de) -d 'ëa-o SS 3 C 4Y d.,. i rot Ct' uf ty-1 mm 0 dp F1 µ & Mr-i rd rmi. mf vD m 9094 .0e10 cd a ) o9> 52, fizµ 8 O m tÜ m ON Q1 / $ K railµ 00-P00 àÀ 0% l î-ri -pu tri ri C% J% -0 H v r'rr'N f WN [= 1 W fi t.0 CU tn rn Co%, 0 -4-a 00 8 s.
4SM 0 71 f.Ti, ON Fi 4-1 cn 0 CY ai m 9à & aQ eâ C h0 jo ÎIÔ À 1 à as / Î Jll '"' Î É * Q eN- P. M. Ao w1 w CQ" J 43 at rrilo tn. d0) i .10, at 0 00 C) j; Faith0 v ?! m cW u, 4-3 C)> ,, 43 to; s C4 ed- 9) 14 O À '0) 1-0 0Cd td rl.-0 C a, r-1 4au1: = â r% 0 - 1 0 ': 2,, o U) CY 0 Il Omo m c'O'-O) Wd'd Ruz ÂH Ct ni0' aM.3w.,. 20h 0 -Aà # hÀ X Jl i to 'fl mj " o HW 'k 4' "00 ag 0 O li OM0 Cu Cu CI) 01 1d 111 iÎl (: 91 0); 30 Î à ruz U '% 9% m" t N cli Cu Cu bi 0;
- - CY9, V'1 r S 8 é '
<Desc / Clms Page number 21>
The heat balance in Table 8 against that approximately 97% of an energy of 2590.103 kcal per tonne of cast iron supplied from the outside to the blast furnace was used for heat ports, such as maintaining the furnace at a temperature high enough to allow smooth fusion where only $ 3 of energy was used for actual fusion (i.e. as the difference between heat absorbed and heat produced *) * This remarkable condition was due to a low rate of fusion,
but the sojourn time of the actual operation was less than 8 hours, which is rather short in an ordinary fusion process.
Accordingly, an examination is necessary with regard to the temple of the day.
The heat balance in Table 9 for the case of rapid melting was calculated in the same way, on the assumption that a similar operation, with the same material in the oven, is carried out in the same blast furnace, jump in Regarding the carbonaceous material and other details. specially described *.
It was accepted that special charcoal briquettes free from low temperature volatiles and having a residual volatile content of 31, an ash content of 11% and a total carbon content of 74% were used at the rate of 400 kg representing 100% of carbonaceous matter;
in order to prevent overheating due to the excess heat mentioned above, 63 kg of H20 were blown into the furnace and the quantity of blown air was determined according to the carbon to be burnt before the nozzles, the quantity of which is determined by the calculation of the heat balance and the relationships of carbon behaviors described later. This heat balance shows that about 64% of the energy applied (1815.103 koal per tonne of cast iron) is lost through the
<Desc / Clms Page number 22>
wall of the furnace and that 36% of this energy is used for the actual fusion reactions therein.
The operation is considerably improved by the rapid melting due to the special charcoal briquettes,
The new method of calculating the heat balance is based on. the five relationship. described in the next paragraph and the endothermic reaction in the furnace is calculated by two. well known methods.
In one of these two. the iron ore is broken down into Fe and O by a great absorption of heat, and in the other process the iron ore is reduced indirectly * and directly and the two results calculated by the two different methods must be equal, which is an essential condition for balancing heat inputs and outputs, since both results derive from the same operation.
The five relationships concern the behavior of the quantity of carbon (in kg) used per tonne of cast iron in the furnace and are as follows: 1. CoO = Cdr + Cw + Camp + 2 x Clime + Cair
2. Cdepo = Coo - Otgas - Olim Co2
3. Ctgasco2 = Cidr + Cdepo 4. Cidr + Cdr = k1
5. Climco2 = k2
Coo denotes the C in CO which is the total Co gas produced in the furnace.
Cdr denotes the C in Co which is produced on direct reduction
Cw denotes the C in CO produced by the reaction of the water introduced into the furnace with the gas.
Camp denotes the C in CO produced by the reduction of silicones from manganese and phosphorus.
2xClime refers to the C in CO produced by reduction of CO2
<Desc / Clms Page number 23>
released from the limestone charged by the carbon.
Cair denotes the C in 00 produced by the combustion of carbon by the blown air.
Cdepo denotes the C in CO decomposed as a result of carbon deposition following reaction 200,002 and is equal to the deposited carbon.
Ctgas denotes the C in 00 and CO2 contained in the top gas of the furnace.
Climco2 designates the C in CO2 which is part of the CO2 released from the castine in the oven and which oxidizes the iron previously produced by reduction and is transformed into CO at the level of the furnace where. the temperature is approximately 800 0.
Ctgasco2 designates the C in CO2 contained in the top gases.
Cidr refers to the C in CO which reduced iron ore by indirect reduction. k1 is a constant showing the quantity of C which is added by reduction, directly or indirectly, namely 227.363 kg in the actual operation and 145.643 kg in the rapid melting. k2 denotes the C for the adjustment of the differences suggested by the results calculated according to two different methods, with regard to the endothermic reaction in the same furnace, namely 5,978 kg in the real operation and 4,490 kg in the rapid melting. Tables 8 and 9 have been fitted * using k.
In the calculation of the new heat balance, the hydrogen released from the combined water of the ore was calculated at 7.986 kg per tonne of cast iron by comparison and calculation of data from two different months with different daily melting productions, at namely 925 tons and 1,022 tons.
As the other hydrogen can be calculated easily, the productions and the behaviors of the hydrogen in the furnace become
<Desc / Clms Page number 24>
clear, as shown in Tables 8 and 9, In calculating the rapid melting, the 0 supplied from outside to the furnace, except the carbon absorbed by the iron and lost as. dust in the throat, etc ... is determined to be
400 kg x 0.74 (T.C.) - 25.766 kg. (C absorbed by the iron and lost as dust at the mouth, eto ..., in the real operation) m 270.234 kg. This quantity of C is equal to the C in the top gas, that is to say Ctgas. Admitting
Cco 25 of Ctgas as temporary Cdepo (Cdepo + Climco2) / is determined by relation 2.
On the other hand, assuming that the sum of Co and CO2 in the top gas is proportional to the ratio between the two Ctgas of the effective operation and of the rapid fusion, the sum (504.45 m3) of the rapid fusion is calculated from 853.31 m3 (the sum of CO and CO2 in the top gas of the actual operation),
Each quantity of CO and CO2 in the top gas of the rapid fusion is obtained by dividing 504.45 m3 according to the quantities of C0 and 002 in the top gas of the actual operation. Ctgasco2 is obtained from the quantity of CO2, Cidr is determined by relation 3 and Cdr is obtained by relation 4.
In Relation 1, Cw is calculated from the hydrogen data, Camp and Clim x 2 are the same as the actual operation and Cair's 126.490 kg are determined accordingly.
In the calculation of the heat balance of rapid fusion, the above two results calculated by the two different methods do not coincide. This is due to the temporary Cdepo, that is to say by neglecting the 4.490 kg of Climco2. Consequently, through an adjustment based on this latter quantity, they become equal to each other as shown in Table 9.
The 340,752 kg Cair of the actual operation can easily be calculated from the data provided. In
<Desc / Clms Page number 25>
now comparing the 126,490 kg Cair of the rapid fusion with the 340,752 kg Cair of the actual operation, we can see that the quantity of air blown per tonne of cast iron in the rapid fusion represents 37% of that blown in the operation
EMI25.1
real (12.49 370.752 "0.37).
Consequently # the two heat balances of Tables 8 and 9 show that by the present invention it is possible to produce approximately 2.7 times more pig iron with the same blast furnace than by an ordinary operation in the same blast furnace using coke or matter
EMI25.2
usual similar carbonaceous (100 1 37 m 2.7). According to our experience, when the blast furnace operation of the invention is carried out with special charcoal briquettes and by blowing 1,000 m3 of air per tonne of cast iron in this furnace marl, its cast iron production is increased by approximately 50 compared to the actual operation which consumes 1514 m3 of blown air.
In a rapid melting with reduction of the blown air, according to the invention, when the percentage of oxygen in the blown air is increased, the production of cast iron is increased due to a better thermal efficiency than in the operation. ordinary.
In the figure of 2.7 times for rapid melting, mentioned above, the amount of blown air is about 560 m3 per tonne of cast iron (1514: 2.7 = 560).
As the quantity of oxygen in the 560 m3 of blown air is about 117.6 m3, more than 2.7 times more iron can be produced by blowing an amount of oxygen of 117.6 m3 per tonne of cast iron due to the better thermal efficiency. The cost of 117.6 m3 of blown oxygen may be less than that of 1514 m3 of air. Heretofore blast furnace operations using oxygen blowing or high percentage oxygen blowing have been carried out experimentally.
However, these operations were not successful.
<Desc / Clms Page number 26>
economically, owing to the low melting rate and the use of a lot of oxygen, for example, in the operation with a blast of 35.2% oxygen in a blast furnace with a crucible diameter of 1.5 m, a crucible height of 1.3 m and a shelf height of @ .6 m, the consumption of coke per tonne of cast iron is 1620 kg and the. quantity of top gas containing 41.2 N2 is 4470 m3.
As a result, the amount of 35.2 oxygen air used is 2842 m3 per tonne of cast iron. link calculations of tables 8 and 9 show that the blast furnace operation using oxygen only, or a vent containing only as much oxygen as is necessary to avoid having to use a blast appliance hot, can be economically achieved by means of the present invention.
With regard to the blast furnace operation, it has been found that the blown air containing more than 35% oxygen should not be heated. When 100% oxygen or very high oxygen percentage blowing is used, top ga @ can be used as an excellent quality and inexpensive raw material in chemical synthesis industry,
In rapid fusion with the same amount of blown air per day, the daily amount of top gas, which determines the amount of heat transferred from the lower part to the upper part of the furnace, is considerably greater than in the 'ordinary real operation,
so the same vessel height as in a regular blast furnace is required. In. With moderately rapid melting, however, in which the amounts of carbonaceous material, blown air and H 2 O to be blown into the furnace are suitably selected, a low-vessel blast furnace can be used as a special case.
<Desc / Clms Page number 27>
In the practice of the invention, if there are no suitable charcoal briquettes, it is recommended to manufacture a loti. starting from a carbonaceous material, by preparing this pulverized material, chosen as described below, by heating it to dry it and bringing it to a temperature lying most of the time between 380 0 and 500 C inclusive while by mixing it uniformly, in order to cause an intense decomposition in the heat and to remove volatiles at low temperature, but retaining most of the volatiles;
the intense hot decomposition is carried out by indirect heating, by passing the raw material through a rotary tubular metal furnace, the inner surface of which is provided with fins and by subjecting the raw material, thus heat treated and pulverized, to press molding, in order to obtain dense and rigid charcoal briquettes, while it is still hot. This process was discovered and developed by the author of the present invention.
Excellent quality charcoal briquettes are easily produced without a binder, using a simple large capacity apparatus. * The conditions required for the practice of this process are given in Tables 10 and II *
<Desc / Clms Page number 28>
Table 8 Cast coal and coke
EMI28.1
Carbon <.. \ "t ooke Carbonmat.prem. Cast carbon itould NO, Oompo. Granulo. Di. Temp. Preo-. #. T ### t ##. ## 4. ######## N * Compo- Granule- Di- Temp.
Near- Ma- Cen-- R6sàe- Cen- Ré "
EMI28.2
<tb>
<tb> aiglon <SEP> metrie <SEP> men- <SEP> of <SEP> his <SEP> tiè- <SEP> dres <SEP> tance <SEP> dres <SEP> sission <SEP> moula- <SEP> from <SEP> res <SEP> to <SEP> the <SEP> while
<tb> (mm) <SEP> ge <SEP> moula- <SEP> vola- <SEP> oompres- <SEP> ce
<tb>
EMI28.3
(0) e tilea sion 1a v (kg / cm ') (%) (kg / cm oom near sion!':
(kg:
EMI28.4
<tb>
<tb> cm2)
<tb> 1 <SEP> TY <SEP> 25 <SEP> T <SEP> & <SEP> Y <SEP> lon- <SEP> 400 <SEP> 300 <SEP> 61 <SEP> 130
<tb> back- <SEP> heal
<tb> under <SEP> of <SEP> 50
<tb>
EMI28.5
. #######. 10 lar- #########. ################## i
EMI28.6
<tb>
<tb> TY <SEP> 25 <SEP> meshes <SEP> geur <SEP> 400 <SEP> 200 <SEP> 59 <SEP> 152
<tb> height
<tb> ########. <SEP> 36
<tb>
EMI28.7
y '25 forms 400 ¯ zou. ¯¯ ¯ ¯¯¯¯ z a06 'oval j ,,: l
EMI28.8
<tb>
<tb> 4 <SEP> TY <SEP> 25 <SEP> S <SEP> & <SEP> T <SEP> 400 <SEP> 200 <SEP> 30.5 <SEP> 10.73 <SEP> 71 <SEP> 14.45 <SEP > 300
<tb> in <SEP> below
<tb> 10 <SEP> dia-
<tb>
EMI28.9
SA 35 stitches meter 390 200 31.5 10.45 108 215 Y, To the top: "##### on des- tor ####. ##### ### ## ##### ###.
EMI28.10
<tb>
<tb>
S <SEP> 45 <SEP> under <SEP> of <SEP> 20
<tb> 6 <SEP> A <SEP> 35 <SEP> 18 <SEP> for- <SEP> 400 <SEP> 200 <SEP> 80 <SEP> 265
<tb> I <SEP> 20 <SEP> meshes <SEP> me
<tb> from
<tb> run-
<tb> 7 <SEP> TY <SEP> 20 <SEP> te <SEP> 420 <SEP> 200 <SEP> 49 <SEP> 132 <SEP> '<SEP>
<tb> column
<tb> 8 <SEP> TY <SEP> 20 <SEP> T <SEP> en <SEP> 400 <SEP> 300 <SEP> 31.4 <SEP> 138 <SEP> 400
<tb> below
<tb> of <SEP> 18
<tb> 9 <SEP> TY <SEP> 30 <SEP> meshes <SEP> 450 <SEP> 300 <SEP> 23.9 <SEP> 56 <SEP> 158
<tb> in <SEP> des- <SEP>
<tb> sousde
<tb> 10 <SEP> TY <SEP> 40 <SEP> 60 <SEP> 450 <SEP> 300 <SEP> 60 <SEP> 177
<tb> meshes
<tb> 11 <SEP> TI <SEP> 30 <SEP> 450 <SEP> 300 <SEP> 56 <SEP> 143
<tb> 12 <SEP> TI <SEP> 30 <SEP> T <SEP> & <SEP> I <SEP> en <SEP> 450 <SEP> 300 <SEP> 88 <SEP> 106
<tb> below
<tb> 13 <SEP> I <SEP> 100 <SEP> de <SEP> 18 <SEP> 450 <SEP> 300 <SEP> 16.2 <SEP> 107 <SEP> 87
<tb>
] <SEP> it <SEP> 1 <SEP> meshes <SEP> 1
<tb>
<Desc / Clms Page number 29>
note (1) Compositions TY25 and S45A35I25 respectively represent 75% T carbon + 25% Y carbon and carbon
S at 45% + coal A at 35% + coal 1 25% volatiles, etc ...
(2) Charcoals cast in fora * of short .. columns: were prepared by placing 8-9 gr of the raw material charcoal in a metal mold heated to the casting temperature by applying a matrix of set on the charcoal, maintaining the temperature for 30 minutes and molding a. press, pressure molding, using a compression testing machine
Amsler of 100 ton in2.
The coals cast in an oval shape are prepared by placing about 65 gr of charcoal in a small iron tube, arranged in a preheated muffle furnace equipped with a potentiometer type temperature regulator, keeping the tube at the molding temperature for 70 minutes, taking the tube out of the furnace and transferring the raw material, at the molding temperature, from the tube into a metal mold heated to the molding temperature, applying a press die on coal and by molding it 4 the press under the molding pressure (3) La.
Dry distillation for the preparation of molded coke is carried out using the above muffle furnace and heating the molded carbon up to 1,000 C k at a rate of
7 C approximately per minute and then maintaining it at this temperature for 30 minutes.
<Desc / Clms Page number 30>
EMI30.1
Table 9 Charcoals used for MOU1404 briquettes from, table 8.
EMI30.2
coal. b; s. Analyaeinduafriellt '); g - "#! ######### i ###'" "H # '0." --tt #### n ##### n ### - # # "Type Desorip- Symbo- 0 (%) Water Con- Mat. Carbon: fight ¯w. Tiion (? 3 dres volati- () ¯¯¯¯¯¯¯¯ ¯¯¯¯¯¯ ¯¯¯¯¯ ¯¯¯ ¯¯¯¯ (5) the (?!) ¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯-.3 Miakubet coal- 8 75t6 7 * 23 -! 0.63 44e77 37.29 $ t *
EMI30.3
<tb>
<tb> no <SEP> brown <SEP> at
<tb> coal
<tb>
EMI30.4
Id, 0 bituminous Takamatau T 79.5 4.32 11.36 41.23 z.09 T!) Non egglu-; tinant ############################################### b- t tumauxpeu Àahib6ù0U A 82.3 2.50 3.13 44.47 49.90 agglutinating ¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯ ¯¯¯¯¯ ¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯ [,;
43 bitumous charcoal Yubayi Y 84 * 5 1.25 5.68 41-07 52.00 agglutinating. #################### .L. ######## ## '""' "- '" - #### -. ################################ ###### - -. ; smoky charcoal for- Itmeanxn, 1 88.7 1.18 9.06 19.28 70.48 femenf ag-, /) 1
EMI30.5
<tb>
<tb> glutinous
<tb>
Note t b.s.e.c;
means ash-free dry base *
In the practice of this process, the mounting conditions, such as the type of coal, the composition of the mixture of raw materials, the maximum temperature thereof in the rotary kiln, the duration of heating of these raw materials. , the particle size of the raw materials and the casting pressure can be chosen by referring to the samples in Table 8 or, preferably, are chosen by preparing samples of cast coal in the form of short columns and cast coke and using the coal to be used effectively in the same way as in the case of the sample in Table 10.
In this case, a molded ooke sample is preferably prepared with sufficiently rapid heating with respect to the rate of descent of the charge of the melting blast furnace! fast using charcoal briquettes.
<Desc / Clms Page number 31>
As a reference for the choice of molding conditions, the numerous experiments carried out by the inventor show that with regard to the particle size of the raw material, it is preferable to choose between an opening of less than 30 mesh and a lower opening. at 18 meshes inclusive in a BSS sieve and with regard to the heating time of the raw material in the total kiln, a time between 20 and 40 minutes should be chosen for the above grain size, since an excessively long time decreases the processing capacity of the grain. Rotary kiln.
As for ... the maximum temperature of the raw material in the rotary kiln, it is better to choose it between 38000 and 46000 inclusive, for a mixture of raw materials comprising a non-caking carbon, or a slightly oxidized caking coal, or a mixture of these two coals as the main constituent and a clumping charcoal as the less important constituent;
a temperature will be chosen between 380 ° C. and 430 ° C. inclusive for a mixture of raw materials oomprant non-agglutinant carbon, or slightly oxidized agglutinant carbon, or a mixture of these two coals as an essential constituent and more important than another constituent any one, low-caking charcoal as a possible constituent and a strongly-caking charcoal or other carbon material having a softening property inferior to that of low-caking charcoal as a possible constituent;
a temperature between 440 ° C. and 500 ° C. inclusive will be chosen for a raw material comprising only a strongly agglutinant carbon, or essentially such a carbon, or a mixture of raw materials oomprant a strongly agglutinant carbon in a proportion of 50% or a very constituent important and another carbonaceous material having softening property
<Desc / Clms Page number 32>
EMI32.1
.,: ri'érieur.e with eye. strongly clumping charcoal oonm.
, contitut 5'0 or at a lower level, for oe "'.. which:" esli 48 the prees10nde molding, it is preferable to choose it around 300 kg / om2 or 200 kg / om.