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PROCEDE DE REDUCTION DE MINERAI.
La réduction de 'minerais à basse température se fait habituelle- ment en chauffant le minerai et l'agent réducteur à la température nécessai- re pour que la réduction se fasse. Pour les minerais de fer, la température de réduction est comprise entre 600 et 1200 C et elle varie dans ces limites suivant là qualité du minerai, l'agent réducteur, suivant que la matière ré- ductrice est gazeuse ou solide et en général suivant les conditions de ré- ductiono La température de réduction des minerais de fer par des matières carbonées solides est environ 1000 Co
Lé minerai qui est soumis à réduction est habituellement chauffé graduellement jusqu'à la température de réduction avec l'agent réducteur et/ ou dans un contrecourant de gaz réducteurs.
A tout moment,le degré de ré- duction et la température dépendent de l'équilibre de réduction entre les constituants de la réaction.
Lorsque la matière a atteint le degré de réduction qui correspond aux conditions d'équilibre dans la zone de réduction, elle doit'être retirée de cette zone et refroidie de fagon telle et dans des conditions telles que les composés réduits ne soient pas réoxydés. On peut ce faire en refroidis- sant la matière dans une atmosphère neutre ou réductrice ou par un refroidis- sement indirect au moyen de récipients entourés de chemises d'eau.
Ces procédés ont cependant en commun que la chaleur'de refroidis- sement est mal ou pas du tout utilisée, puisqu'une petite partie seulement de cette chaleur et dans certains procédés, aucune chaleur, peut être récupé- rée et utilisée directement dans le procédé de réduction.
Comme la chaleur de la matière réduite quittant la zone de réduc- tion à environ 1000 C peut correspondre à environ 1/3 de la consommation du combustible utilisé dans le procédé de réduction, la consommation totale se- rait réduite proportionnellement par un procédé de réduction qui utiliserait directement cette chaleur au cours des opérations.
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Suivant la présente invention., on couvre la matière au moyen d'une couche qui protège la matière réductrice contre l'action oxydate des gaz de refroidissement. Ces gaz passent à contre-courant sur la matière et transfè- rent de la chaleur de la zone de refroidissement à la zone de réductiono
Le procédé est illustré par l'exemple suivant :
On mélange un minerai de fer avec du coke dans la proportion de 3 à 1 et on fait passer le mélange dans un four tunnel. Le four comporte une zone de préchauffage, une zone de réduction et une zone de refroidissement et il est chauffé au moyen d'un brûleur à huile. Les gaz de combustion sont oxydants. Le mélange de matières est placé dans les wagonnets du four en cou- ches d'environ 10 cm d'épaisseur, On répand alors sur toute la couche une autre couche d'environ 1 cm d'épaisseur de minerai finement calibré.
On trans- porte la matière dans le four en la chauffant environ 2 heures dans la zone de préchauffage, environ 2 heures dans la zone de réduction et environ 1 heu- re dans la zone de refroidissement.
Au cours du chauffage, l'humidité et les autres constituants vola- tils s'échappent de la charge par la couche de couverture poreuse sans oxyder les gaz de combustion provenant du brûleur qui pénètrent dans la charge et y consument le charbon. Dans la zone de réduction, une intense production d'o- xyde de carbone gazeux a lieu dans la charge. Les gaz fortement réducteurs s'échappent à travers la couche de couverture poreuse et ils sont brûlés dans l'atmosphère oxydante se trouvant au-dessus de la couche de couverture.
Vers la fin de la zone de réduction où la température est quelque peu supérieure à celle des autres parties de la zone de réduction, la couche de couverture est frittée et forme une masse compacte sans que la charge sous-jacente ne soit frittée.
La matière passe ensuite dans la zone de refroidissement où elle est refroidie dans un courant d'air aspiré à la sortie du four au moyen d'un ventilateur dans la cheminée à l'extrémité de chargement. L'air de refroidis- sement se réchauffe graduellement et pénètre dans la zone de réduction où il sert d'air de combustion pour les gaz du brûleur.
A la sortie du four, la matière a une température d'envirion 100 C.
La couche de couverture forme une croute continue sur la charge. Elle est .fragile et se brise sous une faible pression. On tamise la charge refroidie et les morceaux de la couche de couverture pour retirer ces derniers. On les broie et on les renvoie dans le four, cette fois comme partie de la charge.
La charge sous-jacente est soumise à une opération de séparation pour en retirer le coke non brulé et les cendres. Le degré de réduction du minerai atteint 92 %. Une analyse de la couche de couverture montre qu'il y a eu une désulfuration de cette matière.
Des expériences montrent que le minerai de fer peut être réduit dans une atmosphère oxydante dans le four conformément à la présente inven- tion. Le procédé peut., par exempl, être exécuté dans un four tunnel ordinaire ou dans un four du type bogie. Du fait que l'on peut utiliser une atmosphère oxydante., on réalise une meilleure utilisation du combustible., la matière en- trant froide et sortant beaucoup plus refroidie et on consomme substantiel- lement moins de chaleur que dans les fours de réduction ordinaires d'où la matière sort très chaude.
En exécutant la réduction, par exemple dans un four tunnel sui- vant la présente invention, on obtient d'autres avantages substantiels sur les procédés usuels de réduction. On atteint un plus haut degré de réduc- tion du produit à réduirea ce degré étant essentiellement fonction de la tem- pérature dans les conditions décrites dans l'exemple, tandis que par d'au- tres procédés, par exemple la réduction dans fours rotatifs, le degré de ré- duction est limité par la tendance qua la matière à se fritter et à coller aux parois de l'appareil. Dans les fours rotatifs et les fours à cuve, les pertes de poussières du minerai et du coke sont des facteurs importants à la fois pour la production et pour la construction de l'installation.
Suivant la présente invention, il n'y a pratiquement aucune perte de poussière puis-
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que la couche de couverture empêche la poussière du coke et du minerai de s'échapper de la charge.
Pour le présent procédé, les dimensions des particules de minerai sont sans importance. Même un minerai à grains très fins qui ne peut être ré- duit dans des fours rotatifs et des fours à cuve à cause du frittage, des trop fortes pertes de poussière et du trop mauvais passages des gaz, peut être travaillé suivant la présente invention dans des fours tels que par exemple les fours tunnel.
En ce qui concerne le type et la nature de la couche de couver- ture, on a utilisé dans l'exemple précédent un minerai à grains fins de la même qualité que le minerai à réduire. La grosseur des particules de minerai de la couche de couverture étant dans ce cas inférieure au tamis de 20 mail- les. Plus les grains de minerai sont fins, plus compacte sera la couche de couverture avant que le frittage ne commence réellement et plus tôt le mine- rai commencera à se fritter. La température de frittage dépen aussi de la composition chimique du minerai, de la température et du temps.
La grosseur des particules de la couche de couverture doit donc être réglée suivant ces facteurs pour chaque qualité de minerai afin que les gaz puissent s'échap- per à travers la couche de couverture pendant le préchauffage et la réduc- tion sans que l'atmosphère oxydante ne pénètre et ainsi, quand la réduction est terminée, la couche de couverture sera suffisamment compacte pendant le refroidissement.
Dans les cas où le minerai lui-même ne peut être utilisé comme couche de couverture, on peut employer d'autres matières possédant les ca- ractéristiques nécessaires décrites ci-dessus, ou on peut ajouter à la couche de couverture des composés favorisant le frittage ou la formation de scorie.
Dans l'exemple précédent, l'épaisseur de la charge dans le four était d'environ 10 cm. L'épaisseur de la couche peut aussi être plus forte, par exemple 40 cm ; la durée de passage dans le four sera par conséquent pro- portionnellement plus longue. L'épaisseur de la couche de couverture était d'environ 1 cm. Cette épaisseur peut aussi varier et dépend de la grosseur des particules du minerai. Cependant, avec une couche plus épaisse, le trans- fert de chaleur des gaz du four à la charge sera plus faible.
Le degré de réduction de 92 % qui a été atteint dans l'exemple peut être varié en réglant la température. A une température légèrement su- périeure (10 C), le degré de réduction atteindra 95 à 100%.
Un degré de réduction élevé a une grande importance pour les con- centrés de minerai de fer pur qui sont destinés à la fusion après la réduc- tion. Pour les minerais de fer bruts, le degré de réduction est aussi très important car ces minerais, par broyage et séparation magnétique après'le traitement réducteurdonneront proportionnellement une production de fer plus grande.
Si l'on ajoute des agents désulfurants au mélange réducteur, par exemple de la chaux ou de la dolomite, le produit réduit sera désulfuré. L'ex- cès d'agent désulfurant ainsi que le sulfure de calcium et le magnésium ac- compagneront le coke, les cendres et la guangue à la séparation ultérieure.
On peut aussi réduire, par le nouveau procédé, des produits agglo- mérés tels que frittage, granulés;, etc. Des minerais et composés autres que les minerais de fer dont la température de réduction est comprise dans les limites de travail des fours ordinaires et des matériaux de construction, peuvent aussi être traités suivant le présent procédé.
REVENDICATIONS.
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ORE REDUCTION PROCESS.
The reduction of low temperature ores is usually done by heating the ore and reducing agent to the temperature necessary for the reduction to take place. For iron ores, the reduction temperature is between 600 and 1200 C and it varies within these limits according to the quality of the ore, the reducing agent, according to whether the reducing material is gaseous or solid and in general according to the conditions. Reduction conditions The temperature of reduction of iron ores by solid carbonaceous materials is about 1000 Co
The ore which is subjected to reduction is usually heated gradually to the reduction temperature with the reducing agent and / or in a counterflow of reducing gases.
At all times, the degree of reduction and the temperature depend on the reduction equilibrium between the constituents of the reaction.
When the material has reached the degree of reduction which corresponds to the equilibrium conditions in the reduction zone, it must be removed from this zone and cooled in such a manner and under conditions such that the reduced compounds are not reoxidized. This can be done by cooling the material in a neutral or reducing atmosphere or by indirect cooling by means of vessels surrounded by water jackets.
These processes, however, have in common that the heat of cooling is poorly or not used at all, since only a small part of this heat, and in some processes no heat, can be recovered and used directly in the process. reduction.
Since the heat of the reduced material leaving the reduction zone at about 1000 C can correspond to about 1/3 of the consumption of the fuel used in the reduction process, the total consumption would be reduced proportionally by a reduction process. which would directly use this heat during operations.
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According to the present invention, the material is covered with a layer which protects the reducing material against the oxidative action of the cooling gases. These gases pass countercurrently over the material and transfer heat from the cooling zone to the reduction zone.
The process is illustrated by the following example:
An iron ore is mixed with coke in the proportion of 3 to 1 and the mixture is passed through a tunnel kiln. The furnace has a preheating zone, a reduction zone and a cooling zone and is heated by means of an oil burner. Combustion gases are oxidizing. The mixture of materials is placed in the kiln carts in layers about 10 cm thick. Another layer about 1 cm thick of finely graded ore is then spread over the entire layer.
The material is transported to the furnace with heating for about 2 hours in the preheating zone, about 2 hours in the reduction zone and about 1 hour in the cooling zone.
During heating, moisture and other volatile constituents escape from the feed through the porous cover layer without oxidizing the flue gases from the burner which enter the feed and consume the coal therein. In the reduction zone an intense production of carbon dioxide gas takes place in the feed. Strongly reducing gases escape through the porous cover layer and are combusted in the oxidizing atmosphere above the cover layer.
Towards the end of the reduction zone where the temperature is somewhat higher than other parts of the reduction zone, the cover layer is sintered and forms a compact mass without the underlying filler being sintered.
The material then passes into the cooling zone where it is cooled in a stream of air drawn from the outlet of the furnace by means of a fan in the chimney at the loading end. The cooling air gradually warms up and enters the reduction zone where it serves as combustion air for the burner gases.
On leaving the oven, the material has a temperature of about 100 C.
The cover layer forms a continuous crust over the load. It is fragile and shatters under low pressure. The cooled load and pieces of the cover layer are sieved to remove these. They are crushed and returned to the oven, this time as part of the load.
The underlying charge is subjected to a separation operation to remove unburned coke and ash. The degree of reduction of ore reaches 92%. Analysis of the cover layer shows that there has been desulfurization of this material.
Experiments show that iron ore can be reduced in an oxidizing atmosphere in the furnace according to the present invention. The method can, for example, be carried out in an ordinary tunnel kiln or in a bogie type kiln. Because an oxidizing atmosphere can be used, better fuel utilization is achieved, the cold entering and leaving material much more cooled and substantially less heat consumed than in ordinary reduction furnaces. 'where the material comes out very hot.
By carrying out the reduction, for example in a tunnel kiln according to the present invention, further substantial advantages are obtained over conventional reduction methods. A higher degree of reduction of the product to be reduced is achieved, this degree being essentially a function of temperature under the conditions described in the example, while by other methods, for example reduction in rotary kilns. , the degree of reduction is limited by the tendency of the material to sinter and stick to the walls of the apparatus. In rotary kilns and shaft kilns, the loss of dust from ore and coke are important factors both for production and for plant construction.
According to the present invention, there is virtually no loss of dust and then
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that the cover layer prevents dust from coke and ore from escaping from the charge.
For the present process, the size of the ore particles is irrelevant. Even very fine grained ore which cannot be reduced in rotary kilns and shaft kilns because of sintering, too much dust loss and too poor gas passage, can be worked according to the present invention in ovens such as, for example, tunnel ovens.
As regards the type and nature of the cover layer, a fine-grained ore of the same quality as the ore to be reduced was used in the previous example. The size of the ore particles of the cover layer in this case being smaller than the 20 mesh sieve. The finer the ore grains, the more compact the cover layer will be before sintering actually begins and the sooner the ore will start to sinter. The sintering temperature also depends on the chemical composition of the ore, temperature and time.
The particle size of the cover layer must therefore be adjusted according to these factors for each grade of ore so that gases can escape through the cover layer during preheating and reduction without the atmosphere. oxidizer does not penetrate and thus, when reduction is complete, the cover layer will be sufficiently compact during cooling.
In cases where the ore itself cannot be used as a cover layer, other materials having the necessary characteristics described above can be employed, or compounds which promote sintering can be added to the cover layer. or the formation of slag.
In the previous example, the thickness of the load in the oven was about 10 cm. The thickness of the layer can also be greater, for example 40 cm; the passage time in the oven will therefore be proportionally longer. The thickness of the cover layer was about 1 cm. This thickness can also vary and depends on the particle size of the ore. However, with a thicker layer, the heat transfer from the furnace gases to the load will be lower.
The degree of reduction of 92% which was achieved in the example can be varied by adjusting the temperature. At a slightly higher temperature (10 C) the degree of reduction will reach 95 to 100%.
A high degree of reduction is of great importance for pure iron ore concentrates which are intended for smelting after reduction. For crude iron ores, the degree of reduction is also very important because these ores, by grinding and magnetic separation after the reducing treatment will give proportionally greater iron production.
If desulfurizing agents are added to the reducing mixture, for example lime or dolomite, the reduced product will be desulfurized. The excess desulphurizing agent as well as the calcium sulphide and magnesium will accompany the coke, ash and gang to the subsequent separation.
It is also possible to reduce, by the new process, agglomerated products such as sintering, granules, etc. Ores and compounds other than iron ores, the reduction temperature of which is within the working limits of ordinary furnaces and building materials, can also be processed according to the present process.
CLAIMS.
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