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" Procédé et appareillage pour la 'production de métal spongieux Il.
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La présente invention est relative à un procédé et à un appareillage pour la réduction sèche de minerais, à l'ai- de d'un agent de réduction 'solide, sans frittage ou concré- tion , en particulier pour la production de fer spongieux, Les efforts déployés pour trouver des méthodes techniques basées sur le principe énoncé ci-avant se sont heurtés, jusqu'à présent, à de grandes difficultés, étant donné qu'il n'a pas'.été possible de fournir la chaleur nécessaire pour l'exécution du procédé fortement endothermique, à une vi- tesse suffisante pour qu'-il n'y ait aucun risque de concré- tion ou de frittage du métal spongieux ou de collage de celui-ci aux parois du four de réduction, si l'on doit uti- liser des récipients ou fours de réduction de capacité rai- sonnable .
Le four de type le plus courant pour exécuter le procé- dé de réduction susindiqué est le four rotatif, dans lequel le mélange minerai-carbone est chargé de manière continue et simultanément chauffé jusqu'à la température de réaction.
Grâce à la rotation du four, le mélange est constamment en mouvement, ce qui réalise une répartition uniforme de la chaleur, condition nécessaire pour empêcher les surchauf- fes locales et l'agglomération de la charge sous l'effet de la cuisson.
Divers moyens de fourniture de la chaleur nécessaire à la réaction de réduction ont été suggérés dans le passé.
Selon un de ces moyens, du courant électrique est envoyé dans la charge entre des électrodes disposées de manière appropriée. Ce mode de chauffage s'est avéré approprié dans le cas particulier où un grand excès de carbone est utilisé pour empêcher#la concrétion ou frittage. Toutefois, comme le courant électrique est souvent une source de cha-
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leur relativement coûteuse et comme la construction du four est, dans une certaine mesure, compliquée du fait des dispositifs réécessaires pour la fourniture de courant électrique, on préfère souvent un mode de chauffage ne nécessitant pas la fourniture d'énergie électrique .
On a également suggéré diverses méthodes, dans lesquelles la chaleur est fournie au moyen de brûleurs, placés au- dessus de la charge et, de préférence, à l'extrémité de décharge du four. Dans ces cas, on emploie de l'huile,du charbon pulvérisé ou un gaz combustible comme comburant.
De plus, on a également proposé dans le passé d'utiliser, pour le procédé de réduction, au moins une partie de l'oxyde de carbone engendré dans la charge. La flamme du brûleur est dirigée parallèlement à l'axe du four et les gaz de rebut sont déchargés à l'extrémité d'alimentation ou de chargement dudit four. Toutefois, ce mode de fourniture de chaleur présente un inconvénient sérieux, résidant dans le fait que les parois du four sont chauffées à une tempéra- ture considérablement supérieure à celle atteinte par la charge, en sorte qu'il se produit des dépôts tenaces sur les parois et, dès lors, des dérangements dans le déroulement de la réduction.
La présente invention, qui a pour but d'éliminer les inconvénients mentionnés ci-dessus, est relative à un procé- dé de réduction de minerais, sans fusion, ni concrétion ou frittage, dans lequel procédé on chauffe un mélange d'un minerai, dont les particules présentent des dimensions appropriées, et d'une matière carbonacée à grains fins, dans un four rotatif, à travers lequel la charge passe, tout en étant continuellement chauffée par soufflage de gaz contenant de l'oxygène libre sur la surface de cette charge.
Ce nouveau procédé se caractérise principalement par le
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fait quele four est chargé au moyen d'une quantité de matière carbonacée à grains fins à tel point supérieure à celle re- quise pour le chauffage et la réduction, que, en raison du rapport quantitatif et de la différence entre les poids spé- cifiques du minerai et de la matière carbonacée, la charge se scinde partiellement, en tournant, de manière à former une couche superficielle de matière carbonacée, recouvrant la charge et empêchant la réoxydation et la concrétion du minerai réduit, la chaleur nécessaire étant, en substance, engendrée par la combustion d'une partie de la matière carbo- nacée précitée et de l'oxyde de carbone formé pendant la réduction, au moyen d'air ou d'un autre gaz contenant de l'oxygène libre,
ce gaz étant admis dans le four sous forme d'un ou de plusieurs jets dirigés sensiblement vers la sur- face de la charge, de façon que l'oxygène soit réparti sur la portion longitudinale de la surface de la charge, où la température la plus élevée doit être maintenue .
On aurait dû s'attendre à ce qu'il soit difficile,sinon impossible, de réduire le minerai, par soufflage d'oxygène li- bre directement sur le mélange minerai-carbone. En réalité, la fourniture d'oxygène n'a, toutefois, aucun effet désavan- tageux à ce point de vue, notamment en raison du fait que le minerai, qui est plus lourd que le carbone, s'enfonce dans la charge, dont la couche superficielle est donc sensible- ment constituée de carbone . Toutefois, il importe que la hauteur ou épaisseur de la charge ne soit pas trop faible et que la vitesse de rotation du four soit suffisamment grande.
En prévoyant des ouvertures centrales de dimensions appro- priées pour le chargement et l'évacuation de la charge,on arrive sans difficulté à faire occuper par la charge au moins 25 % du volume du four, ce qui est souhaitable. Un certain excès''- d'agent réducteur, au delà de la quantité requi- se pour engendrer la chaleur nécessaire et pour réduire le minerai, doit également être employé, afin de diminuer @
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les risques de réoxydation et de concrétion . Une quantité excédent la quantité consommée d'au moins 50 % s'est avérée souhaitable . L'excès d'agent réducteur peut subséquemment être séparé du métal spongieux et être employé à nouveau dans le procédé de réduction.
Le charbon de bois (ou le bois sous -forme de copeaux ou de sciure) de même que le charbon minéral, éventuelle- ment mélangés l'un à l'autre, peuvent être employés comme agent réducteur. Si on emploie du charbon minéral, la te- neur en soufre du produit obtenu devient élevée, à moins qu'une substance capable de fixer le soufre, telle que la chaux, ne soit additionnée à la charge. L'addition de chaux augmente la tendance à la concrétion . Toutefois, le procédé décrit peut être exécuté sans dérangements, même si l'on a ajouté de la chaux à la charge, en sorte que le procédé convient particulièrement pour l'emploi de coke eu de char- bonsminéraux, comme agents réducteurs.
Pour séparer effi- cacement la chaux contenant le soufre fixé du fer spongieux, après exécution du procédé de réduction, on réalise, de préférence, une séparation magnétique dans une suspension aqueuse.
Etant donné que la période de réduction de chaque particule de minerai doit être très courte, on préfère em- ployer un minerai à grains fins, dont les particules ont des dimensions correspondant à celles des concentrats de minerai ou autres produits minéraux finement divisés* A d'autres points de vue, il est, toutefois, avantageux que le minerai se présente sous forme de morceaux ou d'agrégats de dimen- sions pas trop élevées. En règle générale, les meilleurs résultats sont obtenus, lorsque les particules ou agrégats du minerai ont une grosseur comprise dans l'intervalle allant de 5 à 15 mm.
Lorsqu'on utilise des minerais faciles à réduire, il est, toutefois, possible d'employer des mor-
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ceaux encore plus grossiers, si la prolongation de la période de réduction ne s'accompagne pas d'une diminution trop grande du rendement de l'opération.
Le minerai en morceaux destiné à être employé dans le procédé suivant l'invention, peut être préparé en concassant ou en broyant le minerai jusqu'à une dimension particulàire appropriée et éventuellement en opérant un tamisage , de fa- çon à obtenir des grains de dimensions uniformes. Il est, toutefois, également possible d'employer des agglomérats pré- parés selon les méthodes connues et de broyer ces agglomérats jusqu'à la dimension particulaire voulue . Un minerai, qui a été concassé, broyé et éventuellement aussi concentré peut être transformé en morceaux, par fusion et par concassage de la masse fondue solidifiée jusqu'à la dimension particulaire appro- priée. Le procédé mentionné en dernier lieu donne des résul- tats particulièrement bons, lorsqu'on utilise des minerais pulvérulents à forte teneur en métal .
Toutefois, dans la plupart des cas, la matière première la mieux 'appropriée pour le procédé de réduction suivant l'invention s'obtient en utili- sant les procédés de concrétion ou d'agglomération, dans les- quels le produit obtenu est constitué de morceaux sphériques uniformes, en sorte qu'aucun concassage des agglomérats n'est nécessaire . Parmi les procédés répondant aux conditions énoncées ci-avant, on peut mentionner les procédés de formation de boulets, dans lesquels le produit obtenu se présente sous forme de boules sensiblement sphériques, auxquelles peuvent être conférées les dimensions idéales pour l'exécution du pro- cédé de réduction.
S'il est souhaitable d'employer un produit concrétionné, se présentant sous la forme de boulets ou de briquettes,la concrétion peut être exécutée immédiatement avant la réduction.
Le produit pulvérulent est alors mélangé à un agent liant appro-
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prié, telle qu'une lessive sulfitique ou un produit analo- gue, et moulé sous forme de boulets ou de briquettes, qui, une fois séchés, possèdent la résistance voulue pour être manipulée . Les boulets ou les briquettes sont amenés direc- tement dans le four de réduction, de préférence après avoir été séchés, et sont chauffés successivement , tout en étant noyés dans de la matière carbonacée en poudre .
De cette manière, ces boulets ou briquettes sont exposés à une pression répar- tie uniformément pendant le chauffage, en sorte que la danger de voir ces boulets ou ces briquettes se briser est sensible- ment éliminé Contrairement à la pratique habituelle,l'agglo- mération se fait, dans ce cas, dans une atmosphère réductri- ce et non dans une atmosphère oxydante . Lorsqu'on chauffe du minerai de fer dans une atmosphère réductrice, la réduc- tion en fer métallique commence à des températures inférieures à 00 C et simultanément la résistance des boulets ou des briquettes tend à augmenter.
Dès lors, il est possible, dans ce cas, d'effectuer l'agglomération à une température sensi- blement inférieure à la température nécessaire , lorsque l'agglomération est exécutée en atmosphère oxydante, et, en outre, d'agglomérer directement avant d'opérer la réduc- tion, en sorte qu'un stade peut être économisé dans le cycle opératoire.
En réduisant du minerai, se présentant sous forme de morceaux, la tendance de ce minerai à former des agrégats indésirables et à adhérer aux parois du four est sensiblement moindre que lorsqu'on réduit du minerai se présentant sous forme de particules plus petites.
Comme l'agent réducteur se présente, de préférence, sous forme d'une poudre, afin de réaliser une capacité de réduction satisfaisante, la séparation de l'excès de cet agent réducteur est facilitée., lorsque le minerai est employé sous
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la forme de morceaux ou blocs. Dans ce cas, la séparation de l'excès d'agent réducteur peut se faire par un simple tamisage des morceaux ou blocs de métal réduit, en fai- sant passer ce métal ainsi que l'agent réducteur pulvéru- lent en excès sur un tamis et en renvoyant l'agent réduc- teur pulvérulent dans le cycle opératoire . La séparation est, de préférence, exécutée pendant que le produit est encore chaud, ce qui permet de remettre l'agent réducteur nt en circuit, sans que se produise/des pertes importantes de chaleur.
Le dispositif de séparation peut être placé à l'in- térieur du four de réduction et peut être disposé de façon que l'agent réducteur soit totalement ou partiellement re- tenu dans le four, tandis que le métal spongieux .est déchargé . Si l'agent réducteur n'est que partiellement retenu dans le four, la portion d'agent réducteur dé char- gée avec le métal spongieux peut être séparée de ce der- nier à l'extérieur du four et peut être renvoyée dans ce- lui-ci par soufflage au moyen d'air ou d'un autre gaz.
Lorsque l'agent réducteur contient du soufre, il est préférable d'ajouter à la charge de la chaux, de la pierre calcaire, de la dolomite ou un autre agent de fixation du soufre . La dimension des particules de la matière fixant le soufre doit être choisie de façon que cette matière puisse être séparée du métal spongieux et de l'excès d'agent réducteur par tamisage.
Si on utilise un agent réducteur contenant des cendres, e ' les centres formés pendant le traitement de réduction ont tendance à adhérer aux morceaux de métal spongieux, de telle sorte que ce métal est souillé par des impuretés.
Si on utilise des boulets ou des briquettes de minerai, la cendre est, toutefois, très facile à éliminer, en amenant les boulets ou les briquettes à frotter l'un con- tre l'autre ou contre une- autre matière dans un appareil
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approprié, tel qu'un tambour rotatif. Les cendres adhé- rant au métal spongieux quittant le four ne constituent normalement qu'une fraction de la quantité totale de cen- dres formées par la combustion de l'agent réducteur.
Une partie plus importante des cendres formées étant déchargée du four avec les gaz de combustion, la teneur en cendres de l'agent réducteur en circulation n'augmente que lente- ment, en sorte que cet agent peut être mis en circulation, sans que le pourcentage de cendres y contenu atteigne des va- leurs élevées préjudiciables. est
Le procédé de réduction/, de préférence, exécuté dans un four rotatif longitudinal à axe sensiblement horizontal, ce four étant muni d'ouvertures centrales ménagées dans les parois d'extrémité , pour le chargement et le déchargement de la matière à traiter et traitée .
Le produit de la ré- duction est, de préférence, déchargé par un dispositif d'éclu- sage de construction connue, dans lequel le produit déchargé peut être refroidi en étant à l'abri de l'air et qui empêche également les gaz du four de quitter celui-ci . Le gaz par un tuyau de combustion est, dedpréférence, soufflé dans le four/fai- sant saillie à l'intérieur du four à partir de l'extrémité de chargement de celui-ci, ce tuyau étant pourvu d'un ou de plusieurs orifices appropriés pour souffler des gaz conte- nant de l'oxygène libre sur la charge.
Le tuyau d'amenée du gaz oxygéné peut également comprendre ou consister en un certain nombre de tuyaux ou conduits concentriques ou paral- lèles , chacun de ces tuyaux étant pourvu d'un orifice propre et étant pourvu d'une vanne propre, grâce à laquelle la distribution du gaz de combustion peut être contrôlée pen- dant la réduction. L'orifice le plus voisin de l'extrémité de décharge doit être placé à une certaine distance de cette extrémité, de façon à empêcher la formation d'une atmosphère oxydante dans la zone d'extrémité du four, où la réduction finale du minerai a lieu .
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Pour obtenir une combustion suffisamment rapide de l'a- gent de réduction, celui-ci doit nécessairement être, au moins partiellement, très finement divisé. Si la totalité de l'agent de réduction est additionnée à la charge à l'extrémi- té d'entrée du four de réduction, une grande quantité d'agent réducteur tourbillonne dans la phase gazeuse, en raison de la rotation du four, et quitte le four en même temps que les produits de combustion gazeux sans avoir participé à la ré- duction. Il s'est, dès lors, révélé opportun de séparer les plus fines particules de l'agent réducteur de la masse de celui-ci et d'introduire des fines particules plus loin dans le four, c'est-à-dire dans la zone où elles exercent le meilleur effet sur la réduction.
Toutefois, il n'est pas nécessaire que l'agent réducteur à grains fins introduit dans la zone de réduction soit du même type que l'argent réducteur introduit en même temps que le minerai . Il est seulement nécessaire que celui-ci soit suffisamment facile à oxyder, tandis que l'agent réducteur mélangé à la charge peut passer, sans être consom- mé, à travers le four, en ayant comme rôle essentiel uni- quement d'alléger la charge et d'empêcher l'agglomération des particules du minerai . Il n'est pas toujours nécessaire de mélanger l'agent réducteur à la charge à l'extrémité d'en- trée du four. La quantité totale d'agent réducteur nécessai- re peut souvent être introduite directement dans le four, dans une zone intermédiaire de celui-ci .
De cette manière, la possibilité de combustion complète du gaz réactionnel, avant qu'il ne quitte le four, est accrue et l'économie de chaleur est améliorée . Dans certains cas, il peut être avantageux d'introduire une partie de l'agent réducteur en même temps que l'air de combustion, par exemple par l'in- termédiaire de brûleurs dirigés vers la charge.
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Si l'agent réducteur est une matière combustible pulvé- rulente relativement dure, telle que du coke ou du graphite, il est souhaitable d'introduire simultanément une quantité de gaz combustible ou d'une matière facilement combustible, afin d'atteindre la température de départ nécessaire à la combustion de l'agent réducteur.
Si on utilise un agent réducteur solide à grains rela- tivement grossiers, qui passe à travers le four sans partici- per, dans une mesure appréciable, à la réaction, de même que si on utilise une matière combustible plus aisément combusti- ble, qui sert de carburant principal et d'agent de réduction, l'agent de réduction mentionné en premier lieu peut , sans inconvénient, contenir du soufre, tandis que le carburant men- tionné en dernier lieu ne doit, de préférence, contenir qu'un faible pourcentage de soufre , si on désire obtenir un métal spongieux à faible teneur en soufre.
Les gaz contenant de l'oxygène peuvent 'être également soufflés dans le four, totalement ou partiellement à partir de l'extrémité de décharge de celui-ci . Dans ce cas,l'excès d'agent réducteur séparé du métal spongieux quittant le four, est, de préférence, amené dans le tuyau de soufflage et ren- voyé dans le four avec les gaz. Ainsi, l'agent réducteur recy- clé ne s'accumule pas dans la zone de décharge du four, comme c'est le cas, lorsque l'agent réducteur recyclé est amené directement dans cette partie du four.
L'économie thermique du procédé peut être améliorée en utilisant la capacité calorifique physique du métal spongieux déchargé, pour chauffer, dans un échangeur de chaleur, les gaz contenant de l'oxygène soufflés dans le four. La chaleur du métal spongieux peut également être utilisée pour préchauffer le mélange de minerai et d'agent réducteur introduit dans le four.
On a représenté sur les dessins annexés ou présent
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mémoire, deux formes d'exécution d'un four pour la mise en oeuvre de l'invention. Il est évident que l'invention n'est nullement limitée aux formes d'exécution représentées et que d'autres types de fours peuvent avantageusement être utilisés.
Dans les dessins ci-annexés : - la figure 1 est une coupe diamétrale d'un four pour exécuter le procédé suivant l'invention; - la figure 2 est une coupe suivant la ligne II-II de la figure 1; - la figure 3 est une coupe suivant la ligne III-III de la figure 1 ; - la figure 4 est une coupe longitudinale partielle d'une autre forme d'exécution de four, seule l'extrémité de décharge du four étant représentée; - la figure 5 est une coupe suivant la ligne V-V de la figure 4, et - la figure 6 est une coupe suivant la ligne VI-VI de la figure 2.
Aux figures 1, 2 et 3, on a désigné, en général, par la notation de référence 10 un four, comprenant une en- veloppe extérieure 11 en tôla d'acier, de forme sensible- ment cylindrique et revêtue intérieurement d'un garnissage réfractaire 12. L'enveloppe est montée, de manière à pouvoir tourner, par l'intermédiaire de rails annulaires 13, sur des galets ou roues rainurés non représentés. Les parois d'extrémité 14 et 15 du four comportent des ouvertures centrales 16 et 17 respectivement. L'ouverture 16 sert à l'alimentation du four et va en s'élargissant vers l'inté- rieur de celui-ci. L'ouverture 17, ménagée dans la paroi d'extrémité opposée du four, est également conique, mais va en s'élargissant vers l'extérieur et comporte un disposi- tif de déchargement, qui-sera décrit ci-dessous.
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La charge est amenée dans le four par une trémie 18.
Les gaz contenant de l'oxygène , tels que de l'oxygène pur ou de l'air enrichi en oxygène, sont soufflés dans le four, vers le milieu de celui-ci, par un tuyau 19 muni d'orifices ou de tuyères 20, pour diriger les jets de gaz vers la surface libre de la charge introduite dans le four. A l'extrémité de décharge, le four est équipé d'un dispositif permettant d'évacuer le minerai réduit à l'état de métal spongieux .
Ce dispositif d'évacuation comprend deux plaques perforées opposées l'une à l'autre et se présentant sous la forme de pelles ou d'auges 21, ces pelles ayant pour effet, lors de la rotation du four dans le sens de la flè- che 22, d'en retirer une partie de la charge et, lorsqu'elles occupent leur position la plus élevée, de guider la quantité de charge extraite du four vers l'ouverture de décharge 17,ménagée dans la paroi terminale du four. En raison des perforations ménagées dans les plaques 21, il se produit un tamisage pendant l'élévation des pelles 21, en sorte qu'une partie substantielle des particules de faibles dimensions contenues dans la fraction de charge évacuée du four peut retourner dans celui-ci.
Comme l'agent réducteur constitue, en substance, le constituant à grains fins de la charge du four et comme le métal spongieux en constitue le constituant grossier, le tamisage mentionné ci-dessus est tel que le produit décharge du four consiste essentiellement en métal spongieux et ne contient qu'aine faible proportion d'agent réducteur.
De l'orifice de décharge, le métal spongieux passe par un dispositif d'éclusage 23, muni de trois cloisons verticales 24, dont chacune présente à sa périphérie une ouverture 25. Les ouvertures 25 ménagées dans les trois cloi- sons 24 sont décalées l'une par rapport à l'autre, de sorte que les produits de combustion gazeux ne peuvent pas traver-
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ser le dispositif d'éclusage, étant donné qu'au moins une ouverture 25 est toujours obturée par du métal spongieux et que, par conséquent, le passage est obstrué par la masse de métal spongieux se trouvant dans les compartiments délimi- tés par les cloisons 24.
Si les dimensions des particules du métal spongieux sont les mêmes que celles de l'agent réducteur, il est évi- demment impossible de séparer le métal spongieux de l'agent réducteur par tamisage . Dans ce cas le dispositif 21 est, de préférence, non perforé . La séparation peut, dans ces cas, être exécutée au moyen d'un appareil de concentration électromagnétique ou mécanique, bien connu en métallurgie .
La forme d'exécution de four suivant l'invention,repré- sentée à la figure 4 ainsi qu'aux figures 5 et 6, diffère sensiblement essentiellement de la forme d'exécution représen- tée à la figure 1, en ce sens que le tuyau servant à introduire les gaz contenant de l'oxygène dans le four est inséré cen- tralement dans l'ouverture de décharge de ce four. Le dispo- sitif de décharge comprend, dans ce cas, un tamis cylindri- que 27, dihposé concentriquement au four et au tuyau 26 d'introduction des gaz oxygénés. Le tamis est ouvert à ses extrémités et présente un diamètre tel qu'une partie de sa surface se trouve toujours sous la surface de la charge se trouvant dans le four.
A l'extrémité inférieure du tamis
25, une cloison verticale 28 s'étend entre la périphérie ex- térieure du tamis et la périphérie intérieure du garnissage réfractaire 12 du four. ±ntre cette cloison 28 et la paroi d'extrémité conique du four est ménagée une chambre 29, servant à recueillir les particules ayant passé au travers du tamis 27. Cette chambre 29 communique avec le tuyau 26 d'introduction des gaz oxygénés, par un conduit 30 présen- tant une ouverture d'entrée 31 adjacente au garnissage du four 12. Lorsque le conduit 30 est dans la position repré-
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sentée à la Figure 4, la masse de particules se trouvant au fond de la chambre 29 s'écoule dans ce conduit.
Lorsque le four continue à tourner, l'extrémité extérieure du conduit
30 s'élève par rapport à son extrémité intérieure et la commu- nication est interrompue entre la masse se trouvant dans la chambre 29 et à l'intérieur du conduit 30. A mesure que se poursuit la rotation du four, l'extrémité extérieure du conduit 30 atteint un niveau plus élevé que son extrémité intérieure , en sorte que la masse de particules renfermé-e dans le conduit est déchargée dans le tuyau 26 et soufflée dans le four, au moyen des gaz soufflés par ce tuyau dans ce four.
Les particules , qui ne passent pas au travers du tamis 27, sont déchargées dans un dispositif d'éclusage tel que celui représenté à la figure 2.
Le procédé suivant l'invention ne doit pas être considéré comme ne' pouvant être exécuté qu'en employant les fours décrits ci-dessus. D'autres types de fours que ceux décrits peuvent être utilisés pour la mise en pratique de l'invention.
Le procédé suivant l'invention peut également être utilisé dans les cas où il est difficile d'obtenir un produit pouvant être utilisé directement pour la production d'acier.
La simplicité du procédé et la possibilité d'employer des agents réducteurs peu coûteux, tels que la poussière de coke, rend le traitement très peu coûteux, en sorte que du fer spongieux souillé par du soufre et/ou de la gangue peut, par exemple, être avantageusement raffiné, par fusion jusqu'à obtention de fer brut dans un four séparé.
Le procédé suivant l'invention n'est pas limité à la réduction du minerai de fer, mais peut également être utilisé pour des minerais d'autres métaux, qui peuvent être réduits, sans fusion, en présence de carbone.
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"Method and apparatus for the production of spongy metal II.
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The present invention relates to a process and an apparatus for the dry reduction of ores, using a solid reducing agent, without sintering or concreting, in particular for the production of spongy iron, The efforts made to find technical methods based on the principle stated above have so far encountered great difficulties, since it has not been possible to provide the heat necessary for the heating. 'carrying out the highly endothermic process at a speed sufficient so that there is no risk of the spongy metal forming or sintering or sticking thereof to the walls of the reduction furnace, if the Reasonable capacity reduction vessels or ovens should be used.
The most common type furnace for carrying out the above reduction process is the rotary furnace, in which the ore-carbon mixture is continuously charged and simultaneously heated to the reaction temperature.
Thanks to the rotation of the oven, the mixture is constantly in motion, which achieves a uniform heat distribution, a condition necessary to prevent local overheating and agglomeration of the load under the effect of cooking.
Various means of providing the heat necessary for the reduction reaction have been suggested in the past.
According to one of these means, electric current is sent into the load between electrodes arranged in an appropriate manner. This method of heating has been found to be suitable in the particular case where a large excess of carbon is used to prevent concretion or sintering. However, since electric current is often a source of heat,
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their relatively expensive and since the construction of the furnace is, to a certain extent, complicated due to the necessary devices for the supply of electric current, a heating method which does not require the supply of electric power is often preferred.
Various methods have also been suggested, in which the heat is supplied by means of burners, placed above the load and, preferably, at the discharge end of the furnace. In these cases, oil, pulverized coal or a combustible gas is used as the oxidizer.
In addition, it has also been proposed in the past to use, for the reduction process, at least part of the carbon monoxide generated in the feed. The burner flame is directed parallel to the axis of the furnace, and the waste gases are discharged at the feed or charge end of said furnace. However, this method of supplying heat has a serious drawback, residing in the fact that the walls of the furnace are heated to a temperature considerably higher than that reached by the load, so that stubborn deposits are produced on the heaters. walls and therefore disturbances in the course of reduction.
The present invention, which aims to eliminate the drawbacks mentioned above, relates to a process for the reduction of ores, without melting, or concretion or sintering, in which the process is heated a mixture of an ore, the particles of which are of suitable size, and of a fine-grained carbonaceous material, in a rotary kiln, through which the charge passes, while being continuously heated by blowing gas containing free oxygen onto the surface of this charge.
This new process is mainly characterized by the
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causes the furnace to be charged with a quantity of fine-grained carbonaceous material so much greater than that required for heating and reduction, that, due to the quantitative ratio and the difference between the specific weights ore and carbonaceous material, the charge partially splits, rotating, so as to form a surface layer of carbonaceous material, covering the charge and preventing reoxidation and concretion of the reduced ore, the heat required being, in substance, generated by the combustion of part of the carbonaceous material mentioned above and of the carbon monoxide formed during the reduction, by means of air or another gas containing free oxygen,
this gas being admitted into the furnace in the form of one or more jets directed substantially towards the surface of the charge, so that the oxygen is distributed over the longitudinal portion of the surface of the charge, where the temperature is higher. higher should be maintained.
It should have been expected that it would be difficult, if not impossible, to reduce the ore, by blowing free oxygen directly onto the ore-carbon mixture. In reality, however, the supply of oxygen has no detrimental effect from this point of view, in particular due to the fact that the ore, which is heavier than carbon, sinks into the charge, which the surface layer is therefore substantially made up of carbon. However, it is important that the height or thickness of the load is not too low and that the speed of rotation of the furnace is sufficiently high.
By providing central openings of suitable dimensions for loading and discharging the charge, it is possible without difficulty to make the charge occupy at least 25% of the volume of the furnace, which is desirable. A certain excess '' - of reducing agent, beyond the amount required to generate the necessary heat and to reduce the ore, must also be used, in order to reduce @
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the risks of reoxidation and concretion. An amount in excess of the amount consumed by at least 50% has been found desirable. The excess reducing agent can subsequently be separated from the spongy metal and be used again in the reduction process.
Charcoal (or wood in the form of shavings or sawdust) as well as mineral charcoal, possibly mixed with each other, can be used as a reducing agent. If mineral carbon is used, the sulfur content of the product obtained becomes high, unless a substance capable of fixing sulfur, such as lime, is added to the feed. The addition of lime increases the tendency to concretion. However, the process described can be carried out without inconvenience, even if lime has been added to the feed, so that the process is particularly suitable for the use of coke or charcoal as reducing agents.
In order to effectively separate the lime containing the fixed sulfur from the spongy iron, after carrying out the reduction process, a magnetic separation is preferably carried out in an aqueous suspension.
Since the reduction period of each ore particle must be very short, it is preferred to use a fine-grained ore, the particles of which have dimensions corresponding to those of ore concentrates or other finely divided mineral products * A d From other points of view, however, it is advantageous that the ore is in the form of lumps or aggregates of not too large dimensions. As a general rule, the best results are obtained when the particles or aggregates of the ore have a size in the range of 5 to 15 mm.
When using ores which are easy to reduce, it is, however, possible to use mor-
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even coarser skin, if the prolongation of the reduction period is not accompanied by too great a decrease in the efficiency of the operation.
The lump ore intended for use in the process according to the invention can be prepared by crushing or grinding the ore to a suitable particle size and optionally by sieving, so as to obtain grains of size. uniforms. It is, however, also possible to use agglomerates prepared according to known methods and to grind these agglomerates to the desired particle size. Ore, which has been crushed, ground and possibly also concentrated, can be made into lumps, by smelting and crushing the solidified melt to the proper particle size. The last-mentioned process gives particularly good results when powdered ores with a high metal content are used.
However, in most cases the most suitable raw material for the reduction process according to the invention is obtained by using the concretion or agglomeration processes, in which the product obtained consists of uniform spherical pieces, so that no crushing of agglomerates is necessary. Among the processes meeting the conditions set out above, there may be mentioned the ball formation processes, in which the product obtained is in the form of substantially spherical balls, which can be given the ideal dimensions for carrying out the process. reduction.
If it is desirable to employ a concreted product, in the form of balls or briquettes, the concretion can be carried out immediately before the reduction.
The pulverulent product is then mixed with an appropriate binding agent.
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required, such as a sulphite lye or the like, and molded into balls or briquettes, which, when dried, have the required strength to be handled. The balls or briquettes are taken directly into the reduction furnace, preferably after being dried, and are successively heated while being embedded in powdered carbonaceous material.
In this way, these balls or briquettes are exposed to a uniformly distributed pressure during heating, so that the danger of these balls or briquettes breaking is substantially eliminated. Contrary to the usual practice, the agglomerate In this case, the fermentation takes place in a reducing atmosphere and not in an oxidizing atmosphere. When iron ore is heated in a reducing atmosphere, reduction to metallic iron begins at temperatures below 00 C and simultaneously the strength of the balls or briquettes tends to increase.
Therefore, it is possible, in this case, to carry out the agglomeration at a temperature appreciably lower than the necessary temperature, when the agglomeration is carried out in an oxidizing atmosphere, and, moreover, to agglomerate directly before d 'make the reduction so that one step can be saved in the operating cycle.
By reducing ore, which is in the form of lumps, the tendency of this ore to form undesirable aggregates and to adhere to the walls of the furnace is significantly less than when reducing ore in the form of smaller particles.
Since the reducing agent is preferably in the form of a powder, in order to achieve a satisfactory reduction capacity, the separation of the excess of this reducing agent is facilitated., When the ore is used in
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the shape of pieces or blocks. In this case, the separation of the excess reducing agent can be effected by a simple sieving of the pieces or blocks of reduced metal, passing this metal as well as the pulverulent reducing agent in excess through a sieve. and returning the pulverulent reducing agent to the cycle of operation. The separation is preferably carried out while the product is still hot, which allows the reducing agent to be switched on again without any significant heat loss occurring.
The separation device can be placed inside the reduction furnace and can be arranged so that the reducing agent is wholly or partially retained in the furnace while the spongy metal is discharged. If the reducing agent is only partially retained in the furnace, the portion of reducing agent released with the spongy metal can be separated from it outside the furnace and can be returned to this. the latter by blowing with air or another gas.
When the reducing agent contains sulfur, it is preferable to add lime, limestone, dolomite or other sulfur fixing agent to the feed. The particle size of the sulfur-binding material should be chosen so that this material can be separated from the spongy metal and excess reducing agent by sieving.
If a reducing agent containing ash is used, the centers formed during the reduction treatment tend to adhere to the pieces of spongy metal, so that this metal is soiled with impurities.
If ore balls or briquettes are used, the ash is, however, very easy to remove, by causing the balls or briquettes to rub against each other or against another material in an apparatus.
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suitable, such as a rotating drum. The ash adhering to the spongy metal leaving the furnace is normally only a fraction of the total amount of ash formed by the combustion of the reducing agent.
As a greater part of the ash formed is discharged from the furnace with the combustion gases, the ash content of the circulating reducing agent increases only slowly, so that this agent can be circulated, without the percentage of ash contained therein reaches detrimental high values. is
The reduction process / preferably carried out in a longitudinal rotary kiln with a substantially horizontal axis, this kiln being provided with central openings made in the end walls, for loading and unloading the material to be treated and treated.
The product of the reduction is preferably discharged by a flushing device of known construction, in which the product discharged can be cooled protected from the air and which also prevents gases from the air. oven to leave it. The gas through a combustion pipe is preferably blown into the furnace / protruding into the interior of the furnace from the charging end thereof, this pipe being provided with one or more orifices suitable for blowing gases containing free oxygen onto the load.
The oxygenated gas supply pipe may also comprise or consist of a number of concentric or parallel pipes or conduits, each of these pipes being provided with its own orifice and being provided with its own valve, thanks to which the distribution of the combustion gas can be controlled during reduction. The orifice closest to the discharge end should be placed at a distance from this end, so as to prevent the formation of an oxidizing atmosphere in the end zone of the furnace, where the final reduction of the ore has location .
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In order to obtain sufficiently rapid combustion of the reduction agent, it must necessarily be, at least partially, very finely divided. If all of the reducing agent is added to the feed at the inlet end of the reduction furnace, a large amount of reducing agent swirls in the gas phase, due to the rotation of the furnace, and leaves the furnace at the same time as the gaseous combustion products without having participated in the reduction. It has therefore proved to be opportune to separate the finest particles of the reducing agent from the mass thereof and to introduce fine particles further into the oven, that is to say into the area where they exert the best effect on reduction.
However, the fine-grained reducing agent introduced into the reduction zone need not be of the same type as the reducing silver introduced along with the ore. It is only necessary that the latter be sufficiently easy to oxidize, while the reducing agent mixed with the feed can pass, without being consumed, through the furnace, having the sole essential role of lightening the load. charge and prevent agglomeration of ore particles. It is not always necessary to mix the reducing agent with the batch at the inlet end of the furnace. The total amount of reducing agent required can often be introduced directly into the furnace, in an intermediate zone thereof.
In this way, the possibility of complete combustion of the reaction gas, before it leaves the furnace, is increased and the heat economy is improved. In certain cases, it may be advantageous to introduce part of the reducing agent at the same time as the combustion air, for example by means of burners directed towards the load.
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If the reducing agent is a relatively hard pulverulent combustible material, such as coke or graphite, it is desirable to simultaneously introduce a quantity of combustible gas or an easily combustible material, in order to reach the temperature of. start necessary for the combustion of the reducing agent.
If a relatively coarse-grained solid reducing agent is used, which passes through the furnace without appreciable participation in the reaction, as well as if a more readily combustible combustible material is used, which serves as the main fuel and reducing agent, the first-mentioned reducing agent can conveniently contain sulfur, while the last-mentioned fuel should preferably contain only a small amount. percentage of sulfur, if it is desired to obtain a spongy metal with a low sulfur content.
The oxygen-containing gases can also be blown into the furnace, wholly or partially from the discharge end thereof. In this case, the excess reducing agent separated from the spongy metal leaving the furnace is preferably fed into the blast pipe and returned to the furnace with the gases. Thus, the recycled reducing agent does not accumulate in the discharge zone of the furnace, as it does when the recycled reducing agent is supplied directly to this part of the furnace.
The thermal economy of the process can be improved by using the physical heat capacity of the discharged sponge metal to heat, in a heat exchanger, the oxygen-containing gases blown into the furnace. The heat of the spongy metal can also be used to preheat the mixture of ore and reducing agent introduced into the furnace.
There is shown in the accompanying drawings or present
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memory, two embodiments of an oven for implementing the invention. It is obvious that the invention is in no way limited to the embodiments shown and that other types of furnaces can advantageously be used.
In the accompanying drawings: - Figure 1 is a diametrical section of a furnace for carrying out the process according to the invention; - Figure 2 is a section along the line II-II of Figure 1; - Figure 3 is a section along the line III-III of Figure 1; FIG. 4 is a partial longitudinal section of another embodiment of the furnace, only the discharge end of the furnace being shown; - Figure 5 is a section on line V-V of Figure 4, and - Figure 6 is a section on line VI-VI of Figure 2.
In FIGS. 1, 2 and 3, the reference numeral 10 denotes, in general, a furnace comprising an outer casing 11 of sheet steel, of substantially cylindrical shape and lined on the inside with a lining. refractory 12. The casing is mounted so as to be able to rotate, by means of annular rails 13, on grooved rollers or wheels, not shown. The end walls 14 and 15 of the furnace have central openings 16 and 17 respectively. The opening 16 serves to supply the oven and widens towards the inside thereof. The opening 17, made in the opposite end wall of the oven, is also conical, but widens outwardly and has an unloading device, which will be described below.
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The load is brought into the oven by a hopper 18.
Gases containing oxygen, such as pure oxygen or oxygen-enriched air, are blown into the furnace, towards the middle thereof, through a pipe 19 provided with orifices or nozzles 20. , to direct the gas jets towards the free surface of the load introduced into the oven. At the discharge end, the furnace is equipped with a device for discharging the ore reduced to the state of spongy metal.
This evacuation device comprises two perforated plates opposite to each other and in the form of shovels or troughs 21, these shovels having the effect, during the rotation of the oven in the direction of the arrow. che 22, to remove part of the load therefrom and, when they occupy their highest position, to guide the quantity of load extracted from the furnace towards the discharge opening 17, formed in the end wall of the furnace. Due to the perforations in the plates 21, sieving occurs during the lifting of the shovels 21, so that a substantial part of the small particles contained in the fraction of charge discharged from the furnace can return to the latter. .
Since the reducing agent constitutes, in substance, the fine-grained component of the furnace charge and since the spongy metal constitutes its coarse component, the above-mentioned sieving is such that the product discharged from the furnace consists essentially of spongy metal. and contains only a small proportion of reducing agent.
From the discharge orifice, the spongy metal passes through a locking device 23, provided with three vertical partitions 24, each of which has an opening 25 at its periphery. The openings 25 formed in the three partitions 24 are staggered. 'relative to each other, so that the gaseous combustion products cannot pass through
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tighten the locking device, given that at least one opening 25 is always blocked by spongy metal and that, therefore, the passage is obstructed by the mass of spongy metal in the compartments delimited by the partitions 24.
If the particle sizes of the spongy metal are the same as those of the reducing agent, it is obviously impossible to separate the spongy metal from the reducing agent by sieving. In this case, the device 21 is preferably non-perforated. The separation can, in these cases, be carried out by means of an electromagnetic or mechanical concentration apparatus, well known in metallurgy.
The embodiment of the oven according to the invention, shown in FIG. 4 as well as in FIGS. 5 and 6, differs substantially essentially from the embodiment shown in FIG. 1, in that the The pipe for introducing the gases containing oxygen into the furnace is inserted centrally in the discharge opening of this furnace. The discharge device comprises, in this case, a cylindrical screen 27, placed concentrically on the furnace and on the pipe 26 for introducing the oxygenated gases. The screen is open at its ends and has a diameter such that part of its surface is always below the surface of the load in the furnace.
At the lower end of the sieve
25, a vertical partition 28 extends between the outer periphery of the screen and the inner periphery of the refractory lining 12 of the furnace. ± Between this partition 28 and the conical end wall of the furnace is formed a chamber 29, serving to collect the particles having passed through the sieve 27. This chamber 29 communicates with the pipe 26 for introducing the oxygenated gases, by a duct 30 having an inlet opening 31 adjacent to the lining of the oven 12. When the duct 30 is in the position shown.
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shown in Figure 4, the mass of particles at the bottom of the chamber 29 flows into this conduit.
As the oven continues to rotate, the outer end of the duct
30 rises with respect to its inner end and communication is interrupted between the mass in chamber 29 and inside conduit 30. As the oven continues to rotate, the outer end of the oven. conduit 30 reaches a higher level than its inner end, so that the mass of particles enclosed in the conduit is discharged into the conduit 26 and blown into the furnace, by means of the gases blown through this tube into this furnace.
The particles, which do not pass through the screen 27, are discharged into a sluice device such as that shown in Figure 2.
The process according to the invention should not be considered as being able to be carried out only by employing the ovens described above. Other types of furnaces than those described can be used for the practice of the invention.
The process according to the invention can also be used in cases where it is difficult to obtain a product which can be used directly for the production of steel.
The simplicity of the process and the possibility of employing inexpensive reducing agents, such as coke dust, makes the treatment very inexpensive, so that spongy iron soiled with sulfur and / or gangue may, for example , be advantageously refined, by melting until crude iron is obtained in a separate furnace.
The process according to the invention is not limited to the reduction of iron ore, but can also be used for ores of other metals, which can be reduced, without melting, in the presence of carbon.
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