NO142726B

NO142726B - PROCEDURE AND DEVICE FOR TIME-DEPENDENT CONTROL OF A CLIMATE CONTROL SYSTEM FOR AN INTERMITTING USED BUILDING

Info

Publication number: NO142726B
Application number: NO780371A
Authority: NO
Inventors: Ulf Lennart Ernfrid Nyberg
Original assignee: Nyberg U L E
Priority date: 1977-02-16
Filing date: 1978-02-02
Publication date: 1980-06-23
Also published as: SE408973B; DE2805773A1; FI67966B; GB1592219A; NO780371L; NL7801502A; BE863811A; FI780351A7; FR2381351A1; NO142726C; FI67966C; FR2381351B1; DK67878A

Abstract

Fremgangsmåte og anordning for tidsavhengig styring av et klimareguleringssystem for en intermitterende anvendt bygning.Method and device for time-dependent control of a climate control system for an intermittently used building.

Description

Fremgangsmåte for å lette nedknusingen av tørredusert materiale ved fremstilling av jern. Method for facilitating the crushing of dry-reduced material in the manufacture of iron.

Foreliggende oppfinnelse angår en The present invention relates to a

fremgangsmåte ved fremstilling av jern fra jernmalmer og jernoxydinneholdende materialer som ikke inneholder titan, ved direkte reduksjon i blanding med fast, carbonholdig reduksjonsmiddel ved tempera-turer under de hvorved smeltning eller sintring oppstår, i alminnelighet under 1100° C. process for the production of iron from iron ores and iron oxide-containing materials that do not contain titanium, by direct reduction in a mixture with a solid, carbonaceous reducing agent at temperatures below those at which melting or sintering occurs, generally below 1100° C.

Foreliggende fremgangsmåte er særlig egnet for utvinning av jern fra relativt lavverdige malmer som Alabama «Big Seam», Conakry «A», osv. som det vil fremgå av eksemplene nedenfor, som i den til-stand de brytes, er dårlig egnet for reduksjon i masovn, men som kan reduseres på en teknisk brukbar måte i roterovn, som f. eks. beskrevet i U.S. patent nr. 2 829 042. The present method is particularly suitable for the extraction of iron from relatively low-grade ores such as Alabama "Big Seam", Conakry "A", etc., as will be seen from the examples below, which, in the state in which they are mined, are poorly suited for reduction in blast furnace, but which can be reduced in a technically usable way in a rotary kiln, such as e.g. described in the U.S. patent No. 2,829,042.

Ved reduksjon ifølge nevnte patent By reduction according to the said patent

mates knust malm og et carbonholdig reduksjonsmiddel, f. eks. koks, om nødvendig sammen med kalk, kontinuerlig på en ovn hvori ovnsgassene og temperaturen kontrolleres nøye gjennom hele ovnen ved hjelp av luftinnløp fordelt over ovnen, og det utkommende produkt kjøles og det utreduserte jern skilles ut ved konvensjonelle separerings- og konsentreringsmeto-der, som omtalt nedenfor. crushed ore and a carbonaceous reducing agent are fed, e.g. coke, if necessary together with lime, continuously in a furnace in which the furnace gases and temperature are carefully controlled throughout the furnace by means of air inlets distributed over the furnace, and the resulting product is cooled and the unreduced iron separated by conventional separation and concentration methods, which discussed below.

Ved en minste oppholdstid i den opp-varmede sone d reduksjonsovnen øker utbyttet av metallisk jern med temperaturen i malm-kokslaget i ovnen opp til den temperatur hvorved jernet smelter eller sint-rer, men hvis prosessen utføres ved det temperaturnivå, vil det, som påpekt i ovennevnte patent, resultere i en plastisk agglomerering av den omtumlende masse i chargen hvilket fører til at chargen kle-ber på ovnsveggen i tykke lag, hvilket fø-rer til hyppige stansinger av ovnen for ren-gjøring og reparasjon. At a minimum residence time in the heated zone d of the reduction furnace, the yield of metallic iron increases with the temperature of the ore coke layer in the furnace up to the temperature at which the iron melts or sinters, but if the process is carried out at that temperature level, as pointed out, in the above-mentioned patent, result in a plastic agglomeration of the tumbling mass in the charge, which causes the charge to stick to the furnace wall in thick layers, which leads to frequent shutdowns of the furnace for cleaning and repair.

For å kunne opprettholde en kontinuerlig drift i lengre tid må temperaturen i chargen holdes under den hvorved slik smeltning og påklebning av chargen på ovnsveggen oppstår, og også under den temperatur som fører til klinkerdannelse, dvs. agglomerering av store deler av chargen slik at utløpet av chargen fra ovnen hindres. In order to be able to maintain continuous operation for a longer period of time, the temperature in the charge must be kept below the temperature at which melting and sticking of the charge to the furnace wall occurs, and also below the temperature that leads to clinker formation, i.e. agglomeration of large parts of the charge so that the discharge of the charge from the oven is prevented.

Da reduksjonsgraden i chargen, som nevnt ovenfor, øker med temperaturen opp til smelte- eller sintringstemperaturen, vil på den annen side en senkning av drifts-temperaturen fra dette nivå føre til en gradvis senkning i utbyttet av metallisk jern når de andre driftsbetingelser holdes konstante. As the degree of reduction in the charge, as mentioned above, increases with the temperature up to the melting or sintering temperature, on the other hand, a lowering of the operating temperature from this level will lead to a gradual lowering of the yield of metallic iron when the other operating conditions are kept constant.

En hvilken som helst metode eller for-holdsregel som øker metallisasjonsgraden av malmen ved temperaturene under smelte- eller sintringsnivået, er følgelig av meget stor betydning for å øke effektivite-ten av ovnsoperasjonen og reduksjonspro-sessen. Any method or rule of thumb which increases the degree of metallization of the ore at temperatures below the melting or sintering level is consequently of great importance in increasing the efficiency of the furnace operation and the reduction process.

Det er kjent å underlette tørreduksjon av jernoksyder eller jernoksydholdige stof-fer med hydrogen i nærvær av hydrogen-halogenidsyrer idet reduksjonen utføres i nærvær av små mengder alkali- eller jord-alkalimetallforbindelser. Der anvendes meget rene jernoksyder, og man får direkte en høyverdig jernsvamp uten nedknusing av det reduserte materiale med påfølgende separering av gangart. It is known to facilitate the dry reduction of iron oxides or iron oxide-containing substances with hydrogen in the presence of hydrogen halide acids, the reduction being carried out in the presence of small amounts of alkali or alkaline earth metal compounds. Very pure iron oxides are used, and you directly get a high-quality iron sponge without crushing the reduced material with subsequent separation of gait.

Det er også kjent å tørredusere høyan-riket jernmalmslig i blanding med kataly-tisk virkende alkalimetallforbindelser og fast, karbonholdig reduksjonsmiddel med lavt askeinnhold. Ved tørreduksjon av mer gangartholdig jernmalm er det videre kjent å innblande alkalimetallforbindelser i reduksjonsmidlet og legge malmen inn i dette i form av adskilte partier slik at malmen ikke kommer i direkte kontakt med alkalimetallforblndelsene, idet det ble funnet at et relativt høyt innhold av gangart i jernmalmen nøytraliserte alkalimetall-forbindelsenes katalysatorvirkning. Ved begge de nevnte prosesser får man direkte en høyverdig jernsvamp, og prosessene tar følgelig ikke sikte på å knuse ned det reduserte materiale og skille fra gangarten. It is also known to dry reduce highly enriched iron ore in a mixture with catalytically active alkali metal compounds and solid, carbonaceous reducing agent with a low ash content. In the dry reduction of iron ore containing more gangue, it is also known to mix alkali metal compounds into the reducing agent and add the ore into this in the form of separate parts so that the ore does not come into direct contact with the alkali metal mixtures, as it was found that a relatively high content of gangue in the iron ore neutralized the catalyst action of the alkali metal compounds. In both of the aforementioned processes, a high-quality sponge iron is obtained directly, and the processes are therefore not aimed at crushing down the reduced material and separating it from the gaiter.

Det har nu vist seg at ved tilsetning selv til relativt lavverdige, ikke-titanholdige jernmalmer av forholdsvis små mengder natrium- og/eller kaliumklorid og/eller en uorganisk natrium- og/eller kaliumforbindelse som ved reduksjonstemperaturen danner et oksyd, påskyndes en tørreduk-sjon av malmen samtidig som nedknusning av det tørreduserte materiale gjøres lettere, hvorved separasjon og konsentrering av jernet forløper betraktelig glattere enn dersom tørreduksjonen ble utført uten tilstedeværelse av de nevnte alkalimetallforbindelser. It has now been shown that by adding relatively small amounts of sodium and/or potassium chloride and/or an inorganic sodium and/or potassium compound which forms an oxide at the reduction temperature, even to relatively low-grade, non-titanium-containing iron ores, a dry reduction is accelerated of the ore at the same time as crushing of the dry-reduced material is made easier, whereby separation and concentration of the iron proceeds considerably more smoothly than if the dry reduction was carried out without the presence of the aforementioned alkali metal compounds.

Oppfinnelsen angår derfor en fremgangsmåte ved tørreduksjon av en dkke-titanholdig jernmalm inneholdende minst 4 pst. gangart ved at denne blandes med 0,5—5 pst. natrium- og/eller kaliumklorid og/eller en uorganisk natrium- og/eller kaliumforbindelse som ved reduksjonstemperaturen danner et oksyd, og på i og for seg kjent vis tørreduseres med fast, karbonholdig reduksjonsmiddel, eventuelt fra-separeres aske og overskudd av reduksjonsmiddel og nedknuses og fraskilles gangarten på mekanisk vis. The invention therefore relates to a method for the dry reduction of a cover-titanium-containing iron ore containing at least 4 percent of gangue by mixing this with 0.5-5 percent of sodium and/or potassium chloride and/or an inorganic sodium and/or potassium compound which at the reduction temperature forms an oxide, and is dry-reduced in a manner known per se with a solid, carbonaceous reducing agent, possibly ash and excess reducing agent are separated and crushed and separated mechanically.

Fortrinnsvis anvendes ca. 1—2,5 vekts-pst. alkalimetallforbindelse beregnet på vekten av den tørre malm. Preferably, approx. 1-2.5% by weight alkali metal compound calculated on the weight of the dry ore.

Ved de fleste ikke-titanholdige jernmalmer, dvs. slike som ikke inneholder særlige mengder av titandioksyd forbundet til jernoksydet som FeO . TiO,2, har det vist seg at tilsetningen av alkalimetallforbindelser medfører en senkning av den re-duksjonstemperatur ved hvilken metalli-seringen foregår med høyt utbytte, til vel under 1100° C, og til ca. 1010—1065° C for de fleste slike jernmalmer eller jernoksyd-inneholdende materialer. In the case of most non-titanium-containing iron ores, i.e. those that do not contain specific amounts of titanium dioxide connected to the iron oxide as FeO. TiO,2, it has been shown that the addition of alkali metal compounds results in a lowering of the reduction temperature at which the metallisation takes place with high yield, to well below 1100° C, and to approx. 1010—1065° C for most such iron ores or iron oxide-containing materials.

Tilsetning av alkalimetallforbindelser til titanholdlge malmer medfører ikke en slik øket lettknusbarhet som for ikke-titanholdige jernmalmer. Addition of alkali metal compounds to titanium-containing ores does not lead to such increased easy crushability as for non-titanium-containing iron ores.

Det har videre vist seg at tilsetnin-ger av alkalimetallforbindelser i de ovenfor angitte relativt små mengder er særlig virksomme til å gi høyt utbytte ved reduk-sjoner som 1 alminnelighet utføres under ca. 1100° C, dvs. vel under sintrlngs- eller smeltetemperaturen, av de relativt bløte eller leirelignende, aluminiumholdige, u-magnetiske malmer, som f. eks. dem som inneholder ca. 2—10 pst. aluminium (beregnet som A1203), og også dem som inneholder ca. 3—25 pst. kjemisk bundet vann. En forreduksjon av slike malmer, som ville fjerne det kjemisk bundne vann, nedsetter imidlertid ikke virkningen til tilsetningen av alkalimetallforbindelser. Som typiske eksempler på slike malmer er laterit-ty-pene som Alabama «Big Seam» og andre som vil bli omtalt nedenfor. De malmer hvori magnetit er det fremherskende jern-mineral, påvirkes vanligvis ikke ved tilsetning av alkalimetallforbindelser, men dette kan oppnåes ved å overføre magneti-ten til hematit, f. eks. ved røstning eller lignende. It has also been shown that additions of alkali metal compounds in the relatively small amounts indicated above are particularly effective in giving high yields in reductions which are generally carried out under approx. 1100° C, i.e. well below the sintering or melting temperature, of the relatively soft or clay-like, aluminium-containing, non-magnetic ores, such as e.g. those containing approx. 2-10 percent aluminum (calculated as A1203), and also those containing approx. 3-25 percent chemically bound water. A pre-reduction of such ores, which would remove the chemically bound water, does not, however, reduce the effect of the addition of alkali metal compounds. As typical examples of such ores are the laterite types such as the Alabama "Big Seam" and others which will be discussed below. The ores in which magnetite is the predominant iron mineral are not usually affected by the addition of alkali metal compounds, but this can be achieved by transferring the magnetite to hematite, e.g. by voting or the like.

Fordelene ved oppfinnelsen er belyst ved forsøksresultater angitt nedenfor for malmreduksjon utført i roterovner kon-struert og kjørt i overensstemmelse med fremgangsmåten beskrevet 1 U.S. patent nr. 2 829 042, under anvendelse av den samme malm type i hver forsøksserie, både uten og med tilsetning av natriumklorid og ekvivalente forbindelser, og også ved for-søksresultater angitt nedenfor for chargevis reduksjon i muffelovn. The advantages of the invention are illustrated by test results given below for ore reduction carried out in rotary kilns constructed and operated in accordance with the method described in 1 U.S. Pat. patent no. 2,829,042, using the same type of ore in each series of experiments, both without and with the addition of sodium chloride and equivalent compounds, and also with the experimental results indicated below for batchwise reduction in a muffle furnace.

Med hensyn til forsøksresultatene for roterovn, som skal angis først, var den al-minnelige fremgangsmåte ved forsøkene som følger: Malmen, knust til den ønskede partikkelstørrelse, og godt blandet med koksalttilsetningen eller påsprøytet en vandig koksaltoppløsning hvis koksalt skal anvendes, mates på ovnen sammen med knust koks, og eventuelt kalk, og denne blanding føres progressivt gjennom roterovnen, idet temperatur og gassatmosfæren i ovnen kontrolleres som angitt i nevnte patent. Det reduserte malmprodukt som kommer ut av ovnen, kjøles så, f. eks. ved styrtning i vann. Overskuddet av reduk-sjonmdddel skilles fra, f. eks. ved sikting, behandling på vaskebord og/eller magnetseparasjon. Det gjenværende magnetiske materiale knuses så ned, vanligvis i kule-mølle, og det findelte materiale underkas-tes en magnetseparasjon eller annen separasjon avhengig av materialets fysikalske egenskaper. Der anvendes en trinnvis nedmaling, vanligvis i fire eller fem trinn i prøvene nedenfor. Det endelige jernkon-sentrat i form av en oppslemning av fine partikler avvannes og presses til briketter. With regard to the experimental results for the rotary kiln, which will be stated first, the general procedure for the experiments was as follows: The ore, crushed to the desired particle size, and well mixed with the coke salt addition or sprayed with an aqueous coke salt solution if coke salt is to be used, is fed to the furnace together with crushed coke, and possibly lime, and this mixture is fed progressively through the rotary kiln, the temperature and the gas atmosphere in the kiln being controlled as stated in the aforementioned patent. The reduced ore product that comes out of the furnace is then cooled, e.g. by falling into water. The surplus of the reduction part is separated from, e.g. by sieving, treatment on washboards and/or magnetic separation. The remaining magnetic material is then crushed down, usually in a ball mill, and the finely divided material is subjected to magnetic separation or other separation depending on the material's physical properties. A step-by-step paint-down is used, usually in four or five steps in the samples below. The final iron concentrate in the form of a slurry of fine particles is dewatered and pressed into briquettes.

Det har vist seg at når koksalttilsetningen ifølge foreliggende oppfinnelse anvendes, vil en meget større del av materialet, på grunn av dets lettknusbarhet, males ned til en partikkelstørrelse under 0,074 mm ved et bestemt nedmalingsarbeid enn når det samme utgangsmateriale under-kastes den samme behandling, men uten tilsetning av koksalt. It has been shown that when the sodium chloride additive according to the present invention is used, a much larger part of the material will, due to its easy crushability, be ground down to a particle size of less than 0.074 mm during a specific grinding operation than when the same starting material is subjected to the same treatment, but without the addition of table salt.

Det fremstilte briketterte jern danner et. utmerket materiale for påmatning på Siemens Martin eller elektriske smelteov-ner slik at foreliggende fremgangsmåte tillater en forbigåelse av masovnstadiet ved den konvensjonelle stålfremscfilling. The manufactured briquetted iron forms a excellent material for feeding on Siemens Martin or electric melting furnaces so that the present method allows a bypass of the blast furnace stage in the conventional steelmaking process.

En serie forsøk ved den foran beskrev-ne metode ble utført på «Big Seam» malm av følgende sammensetning: A series of tests using the previously described method were carried out on "Big Seam" ore of the following composition:

I tabell 1 er angitt resultatet av en første forsøksserie hvori er anvendt «Big Seam» malm uten koksalttilsetning 1 et forsøk, 27—84, og med 1 pst. natriumklo-ridtilsetnlng i de to andre forsøk, 27—86 og 27—92. Table 1 shows the results of a first series of experiments in which "Big Seam" ore was used without the addition of coke salt in one experiment, 27-84, and with 1 per cent sodium chloride addition in the other two experiments, 27-86 and 27-92.

Det vil sees at ved ovenstående forsøk ble der i alle tilfelle anvendt ca. 1010° C som høyeste temperatur i chargen. Materialet i alle forsøk ble nedmalt trinnvis og It will be seen that in the above experiments approx. 1010° C as the highest temperature in the charge. The material in all experiments was ground down step by step and

konsentrert. Maletidene var 1 time, 1 time, 2 timer og 2 timer, altså i alt 6 timer. Hver concentrated. The painting times were 1 hour, 1 hour, 2 hours and 2 hours, i.e. a total of 6 hours. Each

nedmaling ble fulgt av en separering. Ved forsøk 27—86 ble natriumklorid tilsatt ved grinding down was followed by a separation. In experiments 27-86, sodium chloride was added at

først å tørre malmen og derpå fukte den med tilstrekkelig vandig koksaltoppløs-ning til å gi 1 pst. NaCl i malmen. Ved for-søk 27—92 ble koksaltet tilsatt ved å pel-letisere malmfraksjonen under 3 mm ved 1 pst. NaCl, og å tilsette 1 pst. NaCl til fraksjonen over 3 mm ved påsprøytning av en koksaltoppløsning hvorpå de to fraksjoner ble blandet. first to dry the ore and then moisten it with sufficient aqueous sodium chloride solution to give 1 per cent NaCl in the ore. In experiments 27-92, the coking salt was added by pelletizing the ore fraction below 3 mm with 1 per cent NaCl, and adding 1 per cent NaCl to the fraction above 3 mm by spraying a coke salt solution, after which the two fractions were mixed.

Av de ovenfor angitte data vil det fremgå at 1 pst. koksalttilsetning ga en økning av over 4 pst. metallisk jern, som inneholdt betraktelig mindre forurensninger enn når koksalt ikke ble anvendt, idet mengden av gangart, Si02 og carbon i hvert tilfelle var lavere for det med koksalt behandlede materiale. Dessuten var råtrykkfastheten av det briketterte jern-konsentrat betraktelig høyere for det jern som var fremstilt av koksaltbehandlet malm. Dette viser også den høyere renhet av produktet fra den koksaltbehandlede malm. From the data stated above, it will appear that 1 per cent coke salt addition gave an increase of over 4 per cent metallic iron, which contained considerably less contamination than when coke salt was not used, as the amount of gangue, SiO2 and carbon was in each case lower for that with coke-salt treated material. Moreover, the raw compressive strength of the briquetted iron concentrate was considerably higher for the iron produced from coking salt-treated ore. This also shows the higher purity of the product from the coking salt-treated ore.

I tabell 2 er vist resultatene fra en annen forsøksserie utført med 1077° C som maksimal temperatur i chargen, og med «Big Seam» malm, men med 1,5 pst. na-triumklorddtilsetning ved forsøkene 205— 79, 191—36 og 191—34, og uten salttilsetning ved forsøkene 191—21 og 158—9. Malmen ble forbehandlet ved at man knuste den ned til under 13 mm og matet den på en pelletiseringstallerken hvor de fine partikler ble formet til 3 mm pellets. Under pelletisering av det materiale som skulle ha koksalttilsetning, ble det påsprøytet en vandig koksaltoppløsning 1 en mengde som ga 1,5 pst. NaCl i malmen. Table 2 shows the results from another series of tests carried out with 1077° C as the maximum temperature in the charge, and with "Big Seam" ore, but with 1.5 per cent sodium chloride addition in tests 205-79, 191-36 and 191 -34, and without salt addition in trials 191-21 and 158-9. The ore was pre-treated by crushing it down to less than 13 mm and feeding it onto a pelletizing plate where the fine particles were formed into 3 mm pellets. During pelletizing of the material that was to have sodium chloride addition, an aqueous sodium chloride solution 1 was sprayed on in an amount that gave 1.5 percent NaCl in the ore.

Ifølge tabell 2 er som ifølge tabell 1 det prosentvise jernutbytte betraktelig høyere ved de saltbehandlede malmer samtidig som mengden av forurensninger er lavere. According to table 2, as according to table 1, the percentage iron yield is considerably higher with the salt-treated ores, while the amount of contaminants is lower.

Vedlagte kurver refererer seg til reduksjon av «Big Seam» malm i en 2,3 m roterovn og 1 fig. 1 er vist pst. metallisasjon av malmen i relasjon til tiden for for-søkene 191—34 (kurve A) og 191—36 (kurve B), mens fig. 2 viser temperaturen i chargen i relasjon til tiden ved disse for-søk. I figurene er til sammenligning tatt med kurvene C for et forsøk 26—14 utført under samme betingelser unntatt at det i dette tilfelle ikke er anvendt koksalttilsetning. The attached curves refer to the reduction of "Big Seam" ore in a 2.3 m rotary kiln and 1 fig. 1 shows the percentage metallization of the ore in relation to the time for trials 191-34 (curve A) and 191-36 (curve B), while fig. 2 shows the temperature in the charge in relation to time in these experiments. In the figures, the curves C for an experiment 26-14 carried out under the same conditions are taken for comparison, except that in this case no addition of sodium chloride has been used.

Som vist i fig. 1 hadde salttilsetningen ingen virkning på reduksjonshastigheten av malmen under størstedelen av reduksjonstiden i roterovnen. Den tid som var nødvendig for å få reaksjonen til å begynne ved de forskjellige prøver, varierte på grunn av at det ble brukt forskjellige metoder for å foropphete malmen til reak-sjonstemperaturen ved de forskjellige for-søk. Kurvene viser imidlertid at koksalttilsetningen har en gunstig virkning under de senere reduksjonsstadier når diffusjo-nen i den halvreduserte malm kontrollerer reaksjonshastigheten, dvs. fra ca. 85 pst. metallisasjonsgrad til avslutningen av for-søkene, da koksalttilsetningen på dette sta-dium resulterer i en høy metallisasjonsgrad uten å øke reduksjonstiden. Hvis man f. eks. begynner ved 85 pst. metallisasjon vil det sees at bare 3 timer er nødvendig for å fullføre reduksjonen av de malmer som inneholder koksalt, mens ca. 4 timer kreves i det tilfelle at malmen er uten koksalt. As shown in fig. 1, the addition of salt had no effect on the rate of reduction of the ore during the majority of the reduction time in the rotary kiln. The time required to initiate the reaction in the different tests varied because different methods were used to preheat the ore to the reaction temperature in the different tests. However, the curves show that the addition of caustic soda has a beneficial effect during the later reduction stages when diffusion in the half-reduced ore controls the reaction rate, i.e. from approx. 85 percent degree of metallization until the end of the tests, as the addition of coke salt at this stage results in a high degree of metallization without increasing the reduction time. If you e.g. beginning at 85 per cent metallisation, it will be seen that only 3 hours are required to complete the reduction of the ores containing common salt, while approx. 4 hours are required in the event that the ore is without common salt.

Av fig. 2 vil det sees at koksalttilsetningen dessuten har den fordel at den sen-ker temperaturen for den mest effektive reduksjon. Ved de forsøk hvor koksalt ble anvendt skjer mesteparten av reduksjonen fra 0 til 85 pst. i temperaturområdet fra From fig. 2, it will be seen that the addition of sodium chloride also has the advantage that it lowers the temperature for the most effective reduction. In the experiments where common salt was used, most of the reduction occurs from 0 to 85 per cent in the temperature range from

932 til 966° C, mens det forsøk hvor koksalt ikke ble tilsatt skjedde det ved 982° C. Når man tar i betraktning naturen av «Big Seam» malmen som ble anvendt ved disse forsøk, og dens tendens til å smelte og danne fayalitt, gir enhver metode som nedsetter reduksjonstemperaturen mens chargen fremdeles er på FeO-stadiet, åpen-bare fordeler. 932 to 966° C, while the experiment in which no common salt was added occurred at 982° C. Considering the nature of the "Big Seam" ore used in these experiments, and its tendency to melt and form fayalite, any method which lowers the reduction temperature while the charge is still in the FeO stage has obvious advantages.

Ved sammenligning av ovenstående forsøk med og uten koksalttilsetning vil det sees at det er følgende fordeler ved koksalttilsetningen: 1) En høy metallisering av produktet som går til nedmaling hvilket medfører større cumulert jernutbytte, 2) Et høyt metallisert sluttkonsentrat med høyt jernutbytte, 3) En nedsettelse av beregnet gangart i sluttkonsentratet på 1—2 pst., 4) Et større innhold av to taljern i sluttkonsentratet og 5) En lavere effektiv re-duks j onstemperatur. When comparing the above experiments with and without the addition of sodium chloride, it will be seen that there are the following advantages to the addition of sodium chloride: 1) A high metallization of the product that goes to grinding, which results in a greater cumulative iron yield, 2) A highly metallized final concentrate with a high iron yield, 3) A reduction of calculated gait in the final concentrate of 1-2 per cent, 4) A greater content of two tall irons in the final concentrate and 5) A lower effective reduction temperature.

Det fremgår at det totale carboninn-hold i sluttkonsentratet ikke påvirkes av koksalttilsetningen. Dette er først og fremst avhengig av naturen av ovnsgassene. F. eks. ble det i forsøk 191—21 i tabell 2, forsettlig kjørt med en oxyderende temperatur d chargen over det normale. Dette resulterte i et innhold av totalt carbon på 0,08 pst. It appears that the total carbon content in the final concentrate is not affected by the addition of cooking salt. This primarily depends on the nature of the furnace gases. For example in experiments 191-21 in table 2, it was intentionally run with an oxidizing temperature d the charge above normal. This resulted in a total carbon content of 0.08 per cent.

I tabell 3 er oppført resultatene av nok en forsøksserie i roterovn utført på en malm kj ent som «Conakry A» som er en la-terltisk malm, med analyse som vist i tabellen og med et innhold på ca. 2 pst. chromioxyd, Cr2Os. Forsøkene ble utført med en maksimaltemperatur i chargen på like under 1095° både med og uten tilsetning av natriumklorid i en mengde av 2,5 pst., regnet på tørrvekten av malmen. Malmen ble på forhånd knust til under 13 mm kornstørrelse og koksaltet ble tilsatt malmen på lastebilene før den ble tømt i siloene for tilmatning på roterovnen. I tabellen er gitt gjennomsnittsresultåtet for forsøk med og uten koksalttilsetning. Table 3 lists the results of yet another series of tests in a rotary kiln carried out on an ore known as "Conakry A", which is a lateraltic ore, with analysis as shown in the table and with a content of approx. 2 percent chromium oxide, Cr2Os. The experiments were carried out with a maximum temperature in the charge of just below 1095° both with and without the addition of sodium chloride in an amount of 2.5 per cent, calculated on the dry weight of the ore. The ore was previously crushed to less than 13 mm grain size and the coking salt was added to the ore on the trucks before it was emptied into the silos for feeding to the rotary kiln. The table shows the average result for trials with and without the addition of table salt.

Av tabell 3 vil det fremgå at totaljern i sluttkonsentratet var øket mere enn 10 pst. fra 81,1 pst. uten koksalttilsetning til 91,23 pst. med koksalttilsetning, innholdet av metallisk jern var likeledes øket og i ennu større grad fra 73,09 pst. til 85,27 pst. Koksalttilsetningen førte dessuten til en betraktelig nedsettelse av innholdet av kromioxyd i sluttkonsentratet, til ca. halv-delen av det som var i malmen som ble påmatet, mens når koksalttilsetning ikke ble anvendt var innholdet av Cr203 i sluttkonsentratet praktisk talt som i den på-matede malm. From table 3, it will appear that the total iron in the final concentrate had increased by more than 10 per cent from 81.1 per cent without the addition of common salt to 91.23 per cent with the addition of common salt, the content of metallic iron had also increased and to an even greater extent from 73.09 per cent to 85.27 per cent. The addition of coke salt also led to a considerable reduction in the content of chromium oxide in the final concentrate, to approx. half of what was in the ore that was fed, while when coke salt addition was not used the content of Cr203 in the final concentrate was practically the same as in the fed ore.

Som angitt ovenfor, ble koksaltet i forsøkene i tabell 3 tilsatt til malmen på lastebiler og tømt i påmatningssiloene for ovnen hvilket ga en relativt dårlig blanding. Videre forsøk har imidlertid vist at der kreves en intim blanding av salt og malm for å få de beste resultater. Dette kan oppnåes f. eks. ved å blande salt og malm i en trommel eller å blande og pel-letisere eller ved å sprøyte på malmen en vandig koksaltoppløsning. En god blanding fåes dessuten lettere når malmen er fin-knust. Disse virkninger er vist ved nok et forsøk utført i roterovn med ovennevnte malm knust til under 3,4 mm og pelletisert med 2,7 pst. natriumklorid. As indicated above, in the experiments in Table 3, the salt of coke was added to the ore on trucks and discharged into the feed silos for the furnace, which produced a relatively poor mixture. However, further experiments have shown that an intimate mixture of salt and ore is required to get the best results. This can be achieved e.g. by mixing salt and ore in a drum or by mixing and pelletizing or by spraying an aqueous sodium chloride solution on the ore. A good mixture is also easier to obtain when the ore is finely crushed. These effects have been shown by yet another experiment carried out in a rotary kiln with the above-mentioned ore crushed to less than 3.4 mm and pelletized with 2.7 per cent sodium chloride.

Sluttkonsentratet ved forsøket inneholdt 87,44 pst. totaljern og bare 0,75 pst. Cr.,03. Tabell 4 gir resultatene av videre forsøk, som viser virkningen av en god blanding av malmen med koksaltet og også nedknusning av malmen til en liten korn-størrelse. Reduksjonsforsøkene ble utført i en muffelovn etterfulgt av en separering og konsentrering som omtalt ovenfor. The final concentrate in the experiment contained 87.44 percent total iron and only 0.75 percent Cr.03. Table 4 gives the results of further tests, which show the effect of a good mixing of the ore with the salt of coke and also crushing of the ore to a small grain size. The reduction experiments were carried out in a muffle furnace followed by a separation and concentration as discussed above.

Tabellen viser også virkningen av va-rierende koksalttilsetning fra 0,5 til 5 pst. sammenlignet med ingen salttilsetning, og den viser også virkningen av forandringen av reduksjonstemperaturen fra den opti-male verdi på 1000° C til 1050° C. The table also shows the effect of varying sodium chloride addition from 0.5 to 5 percent compared to no salt addition, and it also shows the effect of changing the reduction temperature from the optimum value of 1000° C to 1050° C.

Fra ovenstående data vil det sees at en omhyggelig blanding av koksalt og malm ved de reduksjonsforsøk som er ut-ført ved 1000° C, og under anvendelse av 1—5 pst. tilsetning, ga 1 det 5. og siste trinn et utbytte av metallisk jern i stør-relsesorden 94—96 pst., et totaljernut-bytte i størrelsesorden 95—97 pst. og et maksimalt Cr203-innhold på under 0,4 pst. Disse data viser også at for å nedsette Cr2Os-innholdet i sluttkonsentratet spil-ler reduksjonstemperaturen en viktig rol-le, som det vil sees ved å sammenligne tilsetningen av 1 pst. koksalt-prøvene ved 1000° C og 1050° C for malm under 13 mm. Ved 1000° C-forsøket var kromioxyd-innholdet i sluttkonsentratet 0,6 pst. sammenlignet med 1,06 pst. ved 1050° C-for-søket. Det vil dessuten sees at koksalttilsetningen var effektiv over et område fra ca. 1 til 5 pst., idet ca. 2,5 pst. var mest effektiv med liten økning ved høyere til-setninger. Som data viser for 1 pst. og 2,5 pst. koksalttilsetning til malm under 13 mm og malm knust til under 0,104 mm, er jernutbyttet høyest for den finere stør-relse, som muliggjør en bedre blanding av jern- og malmpartikler. For koksalttilsetninger på ca. 1 til 5 pst. er det metalliske jernutbyttet ca. 3 til 4 pst. høyere, og to-taljernutbyttet ca. 0,5 til 3,5 pst. høyere enn når koksalt ikke tilsettes. Dessuten ble Cr203-innholdet nedsatt til under 0,4 pst. ved koksalttilsetninger på 1—5 pst., eller mere, i forhold til 0,64 pst. uten koksalttilsetning. From the above data, it will be seen that a careful mixture of common salt and ore in the reduction experiments carried out at 1000° C, and using a 1-5 per cent addition, gave in the 5th and last step a yield of metallic iron in the order of 94-96 per cent, a total iron yield in the order of 95-97 per cent and a maximum Cr203 content of less than 0.4 per cent. These data also show that in order to reduce the Cr2Os content in the final concentrate, does the reduction temperature play an important role, as will be seen by comparing the addition of the 1 per cent common salt samples at 1000° C and 1050° C for ore below 13 mm. In the 1000° C trial, the chromium oxide content in the final concentrate was 0.6 percent compared to 1.06 percent in the 1050° C trial. It will also be seen that the sodium chloride addition was effective over a range from approx. 1 to 5 per cent, with approx. 2.5 per cent was most effective with a slight increase at higher additions. As the data shows for 1 percent and 2.5 percent coking salt addition to ore below 13 mm and ore crushed to below 0.104 mm, the iron yield is highest for the finer size, which enables a better mixing of iron and ore particles. For sodium chloride additions of approx. 1 to 5 percent, the metallic iron yield is approx. 3 to 4 per cent higher, and the two-hoist yield approx. 0.5 to 3.5 per cent higher than when table salt is not added. In addition, the Cr203 content was reduced to below 0.4 per cent with sodium chloride additions of 1-5 per cent, or more, compared to 0.64 per cent without sodium chloride addition.

Data fra første nedknusningstrinn viser dessuten den økede nedknusbarhet som malmen får ved koksalttilsetning, idet fraksjonen under 0,074 mm er fra ca. 58 til 87 pst. for koksaltbehandlet malm under 13 mm sammenlignet med bare 43 pst. for den samme malm uten koksalttilsetning. Den større letthet hvormed koksaltbehandlet malm knuses ned, fører til høyere separasjonshastighet, som det vil fremgå ved sammenligning av jernutbyttet i forhold til det ved ubehandlet malm. Data from the first crushing step also shows the increased crushability that the ore gets when coking salt is added, as the fraction below 0.074 mm is from approx. 58 to 87 per cent for coke-treated ore below 13 mm compared to only 43 per cent for the same ore without coke salt addition. The greater ease with which ore treated with coking salt is crushed leads to a higher rate of separation, as will be apparent from a comparison of the iron yield in relation to that of untreated ore.

Ved alle forangående forsøk ble der som tilsetning anvendt natriumklorid. Av tabell 5 vil det imidlertid fremgå at andre natrium- og kaliumforbindelser kan anvendes i stedet. Forsøkene i tabell 5 ble utført på samme måte som de som er angitt i tabell 4. In all previous experiments, sodium chloride was used as an additive. From table 5, however, it will appear that other sodium and potassium compounds can be used instead. The experiments in Table 5 were carried out in the same manner as those indicated in Table 4.

Ovenstående data viser at kallum-kloridtilsetning er praktisk talt ekviva-lent med natriumklorid ved samme vekt-prosentmessige mengde. Gode resultater fåes også med natrium- og kaliumhy-droxyd- og -carbonattilsetning. Natriumklorid er selvsagt den foretrukne tilsetning da det er billigst og også mest effektivt, som vist i tabellen. Forsøksresultatene viser imidlertid at de gode resultater ifølge oppfinnelsen fåes ved tilsetning av uorganiske natrium- og kaliumforbindelser. The above data show that calcium chloride addition is practically equivalent to sodium chloride at the same weight-percentage amount. Good results are also obtained with addition of sodium and potassium hydroxide and carbonate. Sodium chloride is of course the preferred additive as it is the cheapest and also most effective, as shown in the table. The test results show, however, that the good results according to the invention are obtained by adding inorganic sodium and potassium compounds.

Efterfølgende eksempler på salttilsetning ved reduksjonsforsøk utført på forskjellige typer ikke-titanholdige malmer viser de gode resultater som oppnåes ved slike malmer. Subsequent examples of salt addition during reduction experiments carried out on different types of non-titanium-containing ores show the good results achieved with such ores.

Eksempel 1. Example 1.

Det ble anvendt en fransk malm med et høyt innhold av bundet vann og lavt aluminiuminnhold, og med følgende sammensetning: A French ore with a high content of bound water and low aluminum content was used, and with the following composition:

Malmen ble anvendt i form av korn under 13 mm, og reduksjonen ble utført chargevis i en muffelovn med påfølgende separasjon og konsentrering som angitt ovenfor i forbindelse med forsøkene i tabell 4. Reduksjonstiden var ca. 4—4,5 time og temperaturen 1050° C ved reduksjons-forsøk uten og med 2,5 pst. koksalttilsetning. Resultatene av 1. trinns nedmaling var som følger: The ore was used in the form of grains below 13 mm, and the reduction was carried out in batches in a muffle furnace with subsequent separation and concentration as stated above in connection with the experiments in table 4. The reduction time was approx. 4-4.5 hours and a temperature of 1050° C for reduction tests without and with 2.5% sodium bicarbonate addition. The results of the 1st stage paint down were as follows:

De magnetiske fraksjoner fra hver av de to prøver ble så igjen nedmalt og sepa-rert i 4 stadier hvilket ga et produkt inneholdende (uttrykt som pst. metallisk jern i den magnetiske fraksjon) 81,1 pst. ved prøven uten koksalttilsetning og 93,2 pst. ved prøven med koksalttilsetning. Forsø-kene viser at prøven med koksalttilsetning var meget mere lettknusbar, som det fremgår av den sterkt økede del av prøven som var under 0,074 mm ved første nedmalings-trinn, og det var dessuten mulig å oppnå et sluttprodukt av meget høyere kvalitet ved anvendelse av koksalttilsetning ved den anvendte malm. The magnetic fractions from each of the two samples were then again ground down and separated in 4 stages, which gave a product containing (expressed as % of metallic iron in the magnetic fraction) 81.1 % in the sample without sodium bicarbonate addition and 93.2 pst. in the sample with sodium chloride addition. The experiments show that the sample with the addition of sodium chloride was much more easily crushable, as can be seen from the greatly increased part of the sample that was below 0.074 mm at the first grinding step, and it was also possible to obtain a final product of much higher quality when using coking salt addition to the ore used.

Eksempel 2. Example 2.

Dette eksempel viser fremgangsmåtens anvendbarhet ved behandling av et annet materiale enn naturlig malm, idet der ble anvendt en såkalt «sintermasse», som var en blanding av jernholdig materiale med følgende gjennomsnittlige sammensetning: This example shows the applicability of the method when treating a material other than natural ore, as a so-called "sinter mass" was used, which was a mixture of ferrous material with the following average composition:

Dette materiale forelå som 100 pst. under 13 mm i kornstørrelse. Det ble be-handlet som i eksempel 1 med følgende unntagelser: I dette tilfelle var reduksjonstiden for chargene uten og med en 2,5 pst. koksalttilsetning 7 timer ved 1050° C. Dessuten ble prøven uten koksalttilsetning underkastet en videre reduksjon i 4 timer ved 1075° C da erfaring hadde vist at metallisasjonsgraden ellers var relativt lav. Det viste seg at begge prøver av dette spesielle materiale ga vanskeligheter med klinkerdannelse hvis der til å begynne med ble anvendt en temperatur på 1075° C eller høyere, slik at de anvendte tempera-turer ble valgt for å unngå klinkerdannelse og tidene var de som var nødvendig for å sikre en rimelig reduksjonsgrad ved den anvendte temperatur. Etter første nedmaling i ca. y2 time hadde den magnetiske fraksjon fra prøven uten koksalttilsetning bare 64,0 pst. av jernet i metallisk form mens prøven med koksalttilsetning hadde 72,6 pst. utredusert. Etter tilsammen 4 ned-malinger med påfølgende magnetseparasjon som ovenfor nevnt, hadde prøven med koksalttilsetning 90,5 pst. av jernet i metallisk form mens prøven uten koksalttilsetning bare hadde 78,8 pst. i utredusert form. This material was present as 100 percent below 13 mm in grain size. It was treated as in example 1 with the following exceptions: In this case, the reduction time for the charges without and with a 2.5% sodium bicarbonate addition was 7 hours at 1050° C. In addition, the sample without sodium bicarbonate addition was subjected to a further reduction for 4 hours at 1075° C as experience had shown that the degree of metallisation was otherwise relatively low. It turned out that both samples of this particular material gave difficulties with clinker formation if initially a temperature of 1075° C or higher was used, so that the temperatures used were chosen to avoid clinker formation and the times were those that were necessary to ensure a reasonable degree of reduction at the temperature used. After the first paint down in approx. y2 hours, the magnetic fraction from the sample without sodium chloride addition had only 64.0 per cent of the iron in metallic form, while the sample with sodium chloride addition had 72.6 per cent reduced. After a total of 4 grinding downs with subsequent magnetic separation as mentioned above, the sample with sodium chloride addition had 90.5 per cent of the iron in metallic form, while the sample without sodium chloride addition only had 78.8 per cent in unreduced form.

Eksmpel 3. Example 3.

Det ble anvendt en cubansk lateri-tisk malm inneholdende ca. 40—45 pst. jern (beregnet som Fe), 4—5 pst. A120;! og ca. 10 pst. kjemisk bundet vann. Alt jern forelå som Fe203 og var antagelig tilstede som et hydratisert oxyd. Denne malm inneholdt også en betraktelig mengde nikkel og cobolt og ble først utlutet med svovel-syre for å gjenvinne disse to elementer. A Cuban lateritic ore containing approx. 40-45 percent iron (calculated as Fe), 4-5 percent A120;! and approx. 10 percent chemically bound water. All iron was present as Fe2O3 and was presumably present as a hydrated oxide. This ore also contained a considerable amount of nickel and cobalt and was first leached with sulfuric acid to recover these two elements.

Ved undersøkelse av dette materiale med henblikk på anvendelse av foreliggende oppfinnelse ble prøven først pelletisert (den forelå i form av meget fine partikler før dette trinn på grunn av utlut-ningsoperasjonen), derpå røstet ved 1095° C først og fremst for å fjerne svovel da det var en betraktelig mengde svovel i materialet på dette trinn 1 prosessen. De fremstilte kuler ble så gjennomtrukket med saltoppløsning slik at man fikk 1,5 vekt-pst. natriumklorid i de tørrede kuler. Disse kuler ble så redusert og det reduserte materiale underkastet en førstetrinns kon-sentrasjon bestående av en knusniingsope-rasjon fulgt av magnetseparasjon. Første-trinnskonsentratet viste at totaljerninnholdet av konsentratet var 85,7 pst. når intet salt ble tilsatt, mens det i kulene med salttilsetning var 88,9 pst. En endog større forskjell ble funnet i den del av konsentratet som var under 0,074 mm i partik-kelstørrelse, idet materialet fra kuler uten salttilsetning viste 72,5 pst. totaljern, mens det fra kuler med salttilsetning var 86,4 pst. When examining this material with a view to the application of the present invention, the sample was first pelletized (it was in the form of very fine particles before this step due to the leaching operation), then roasted at 1095° C primarily to remove sulfur then there was a considerable amount of sulfur in the material of this stage 1 process. The manufactured spheres were then permeated with salt solution so that 1.5% by weight was obtained. sodium chloride in the dried spheres. These spheres were then reduced and the reduced material subjected to a first stage concentration consisting of a crushing operation followed by magnetic separation. The first-stage concentrate showed that the total iron content of the concentrate was 85.7 per cent when no salt was added, while in the balls with added salt it was 88.9 per cent. An even greater difference was found in the part of the concentrate that was below 0.074 mm in particle size - bowl size, as the material from balls without added salt showed 72.5 per cent total iron, while that from balls with added salt was 86.4 per cent.

Der ble utført noen prøver hvor noen av de opprinnelige kuler ble røstet ved 1150° C for å få meget hårdere og fastere kuler og også bedre svovelfjerning under røstningen. Etter reduksjon og magnetseparasjon ble totaljerninnholdet i første-trinnskonsentratet fra kuler uten salttilsetning og fra kuler med 1,5 pst. koksalttilsetning bestemt, og man fikk i dette tilfelle henholdsvis 82,8 pst. og 83,6 pst. Mengden av konsentrat etter førstetrinns-konsentrering fra disse kuler røstet ved høy temperatur, som var under 0,074 mm, var for konsentratet uten salttilsetning 31,9 pst. mens det for kuler med salttilsetning var 44,0 pst. Some tests were carried out where some of the original balls were roasted at 1150° C to obtain much harder and firmer balls and also better sulfur removal during roasting. After reduction and magnetic separation, the total iron content in the first-stage concentrate from spheres without salt addition and from spheres with 1.5% sodium chloride addition was determined, and in this case 82.8% and 83.6% were obtained respectively. The amount of concentrate after the first-stage concentration from these balls roasted at a high temperature, which was below 0.074 mm, for the concentrate without salt addition was 31.9 per cent, while for balls with salt addition it was 44.0 per cent.

Claims

Method for facilitating the crushing of dry-reduced material in the production of iron, characterized in that a non-titanium-containing iron ore containing at least 4 percent of gangue is mixed with 0.5-5 percent sodium and/or callum chloride and/or an inorganic sodium and/or potassium compound which forms an oxide at the reduction temperature, and is dry-reduced in a manner known per se with a solid, carbonaceous reducing agent, possibly separating ash and excess reducing agent and crushing and mechanically separating the gangue.