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La présente invention a pour objet un procéae de fabrication d'acier par réduction directe de minerai de fer, et un four pour la mise en oeuvre de ce procédé.
La présente invention se caractérise essentielle- ment en ce que l'on opère la réduction.dans un four électri- que à induction.
On opère,de préférence, dans un four à canal, et plus avantageusement encore, dans un four à deux bas- sins reliés par au moins deux canaux formant avec eux au moins un circuit fermé constituant un secondaire de trans- formateur, dont le primaire est alimenté à une fréquence qui sera avantageusement celle du réseau.
Les bassins peuvent, suivant l'invention, être affectés à des opérations métallurgiques différentes : l'un des bassins servant à la carburation du métal, l'autre à la .décarburation. On peut opérer en phase de laitier réducteur basique (désulfurant) dans un bassin, et en phase de laitier oxydant basique (déphosphorant) dans un autre.
La réduction s'opère, suivant une particularité importante de l'invention, principalement par le carbone en solution dans le bain métallique.
Les gaz dégagés, qui constituent au-dessus du bain une atmosphère de CO sensiblement pur, peuvent être recueillis en vue de l'utilisation de leur contenu énergé- tique. Suivant une modalité avantageuse de réalisation de l'invention, les gaz dégagés sont amenés à contre-courant à travers le minerai arrivant au four, et peuvent être brû- lés en présence de celui-ci.
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Le four suivant l'invention comprend, au moins . deux bassins reliés par au moins deux canaux formant avec eux au moins un circuit fermé constituant un secondaire dE! transformateur.
D'autres particularités de l'invention ressorti- ront de la description suivante de diverses modalités du procédé et d'un four donné à titre d'exemple non limitatif et illustré au dessin . Dans celui-ci : - la figure 1 est une coupe longitudinale d'un four suivant l'invention; - la figure 2 est une coupe d'un dispositif d'ali- mentation et d'extraction des gaz, faite 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 représente une coupe d'un four à un seul bassin.
Afin de faciliter l'exposé du procédé suivant l'invention on donnera d'abord une description d'un four suivant l'invention, permettant de mettre en oeuvre le procédé.
Le four donné en exemple se compose d'une enveloppe en acier 1 revêtue intérieurement d'une ou plusieurs couches d'un calorifuge 2 et d'une ou plusieurs couches d'un revê- tement de briques et(ou) pisé basiques 3,3'. Le revêtement est constitué de telle sorte qu'il forme deux bassins 4 et 5 communiquant par les canaux 6 et 7.
La bobine d'induction 8 formant primaire est placé de telle sorte que le bain de métal liquide des canaux et bassins 4 à 7 l'entoure et constitue le secondaire fermé chauffé par le courant induit. A l'intérieur de la bobine se trouve le noyau en fer 9 formant un simple ou double cadre
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fermé passant par l'extérieur et entourant ainsi les canaux 6 et 7, tandis qu'autour de la bobine primaire 8 se trouve une enveloppe 10 en métal non-magnétique à double paroi et à refroidissement par circulation d'eau. La source de courant alternatif alimentant le primaire 8 à la fréquence du réseau est désignée par 30.
Chacun des deux bassins 4 et 5 est fermé par un couvercle 11 et 12 assurant l'étanchéité par l'intermédiaire d'un joint (par exemple joint de sable) 13 et 14. La figu- re 2 qui représente une coupe de la partie supérieure du premier bassin du four, suivant la ligne II-II de la figure 1, s'applique également à la partie supérieure du deuxième bassin munie d'une cheminée 15 et d'une trémie 17, au lieu d'une cheminée 16 et d'une trémie 18.
Les cheminées 15 et 16 sont prévues pour l'évacua- tion des gaz produits par la réaction et les trémies 17 et 18 permettent respectivement l'alimentation en minerai de fer dans le bassin 4 et en carbone dans le bassin 5 ou inver sèment ou en toute addition ou mélange'd'additions dans l'un ou l'autre des deux bassins 4 et 5.
La description du four est exemplative et non limi- tative ; c'est une des réalisations possibles du four à bi- bassin à canaux chauffé par induction à fréquence réseau.
Pour des fours à grande capacité, par exemple 10 t et au- delà, il sera avantageux de prévoir plus d'une bobine et éveil tuellement même plus de deux bassins.
Les fours peuvent être basculants avec déverse- ment par le bec 20 comme montré par les figure?'., ou fixes avec trou de piquée situé de préférence à un niveau légère- ment au-dessus du niveau de la voûte des canaux..
Le procédé exige que le four contienne au départ de l'acier ou de la fonte liquide formant secondaire fermé et de préférence en quantité tell.;= oue les canaux soient
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complètement remplis de façon à empêcher l'introduction dans le canal de l'une quelconque des additions et tout spécialement de laitier.
Bien que, au départ, la composition du bain de fer ne soit pas imposée, il est préférable de partir d'un bain de fer contenant, déjà du carbone ; régime ce sera évidem- ment le fond d'acier liquide de l'opération précédente, étant donné qu'on aura eu soin de ne pas vider complètement le four pour que dans la position horizontale ou position de travail du four, le niveau de métal liquide dépasse celui de la. partie supérieure des canaux.
Pour commencer l'opération de fusion réductrice, on alimente progressivement suivant un rythme en rapport a- vec la capacité de l'installation le bassin 4 en minerai de fer et le bassin 5 en carbone (figure 1).
Dans le bassin 4, les réactions sont en ordre prin- cipal des réactions de réduction directe en partie dans la phase métal liquide et en partie à l'interface oxyde de fer liquide ou solide - bain métallique, suivant : ,
FeC + C = Fe + CO
Fe3O4 + 4 C = 3 Fe + 4 CO
Fe2O3 +3C = 2 Fe + 3 CO
Comme la température est très élevée, soit 1300 à 1700 C, mais de préférence 1500 à 1600 C, le produit ga- zeuc de la réaction est sensiblement du CO pur.
Ce CO étant fortement réducteur vis-à-vis des oxydes de fer, il y aura accessoirement des réductions indirectes suivant :
3 Fe2O3 + CO = 2 Fe3O4 + CO2
Fe304 + CO = 3 FeO + CO2
FeO + CO = Fe + CO2
Mais dans l'ensemble, on peut considérer que, vu la rapidité de l'opération, les réductions sont principale- ment directes.
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Cependant, si on désire favoriser les réactions indirectes on peut, suivant un autre mode de réalisation, supprimer la cheminée 16 (et éventuellement aussi la che- minée 15 et établir une communication à travers le réfractai- re entre les enceintes 5 et 4 à un niveau au-dessus du niveau maximum des charges) et faire passer les gaz à tra- vers le minerai contenu dans la trémie; ceci n'est possible que lorsque le minerai est en morceaux de façon à ce que la charge présente une perméabilité suffisante.
Lorsqu'on.opère ainsi, il y aura un échange d'é- nergie entre les gaz ascendants et la. charge descendante.
Tout d'abord, les gaz céderont une partie de leur chaleur sensible au minerai; en second lieu, il y aura réduction du minerai par le CO suivant les réactions de réduction indi- recte qui, comme on le sait, sont légèrement exothermiques.
Ce mode opératoire conduit' donc à l'utilisation ' immédiate et directe, c'est-à-dire dans l'installation de' fusion réductrice, d'une partie plus ou moins importante des chaleurs sensible et latente du gaz produit par la réac- tion de réduction directe.
Le taux de réduction du minerai par la phase ga- zeuse sera très variable suivant la nature et la granulomé- trie du minerai; souvent les minerais très riches sont très compacts et dans ce cas, leur réductibilité par réducteurs gazeux est mauvaise.
Lz réductibilité du minerai constitue donc un des critères pour l'adoption de la variante décrite ci-des- sus, variante qui ne se rapporte d'ailleurs qu'au mode d'éva- cuation des gaz et au mode d'utilisation de l'énergie qu'ils contiennent.
Un autre critère est celui du mode d'utilisation finale, c'est-à-dire hors de l'installation de fusion, de
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l'énergie encore contenue dans.les gaz produits par la ré- duction directe ; exemple, si ces gaz doivent être sto- ckés, il peut être avantageux de les refroidir immédiatement en les faisant passer sur le minqrai plut8t que par un récu- pérateur ou régénérateur, assurant le réchauffage d'air se- condaire.
Il en résulte donc que même dans le cas où la rédud -tibilité du minerai utilisé est très mauvaise et que, de toute façon, le taux de réduction serait faible ou négligea-' ble même à cause de cette mauvaise réductibilité d'une part, et d'autre part, à cause d'une température et d'une durée de contact insuffisantes, il peut y avoir intérêt à faire passer les gaz à travers' la charge de minerai.
Suivant une troisième variante, non en ce qui con- cerne l'opération elle-même, mais uniquement le mode d'utile sation de l'énergie contenue dans les gaz produits par la réaction de réduction directe, on peut adjoindre à l'instal- lation du four électrique un four rotatif dans lequel le minerai circule à contre-courant des gaz pour être finale- ment déchargé dans le four.
Dans la partie du four rotatif proche du four électrique, le minerai sera réduit partiellement --- -- par le gaz CO; vers le milieu de la longueur du four rotatif on peut introduire de l'air secondaire préchauffé ot non et brûler le reste du C0, et préchauffer ainsi le mine- rai par la chaleur sensible des gaz de combustion, tandis que l'air secondaire lui-même peut être préchauffé par les gaz de sortie du four rotatif.
Pareil mode d'utilisation peut être préféré dans tous les cas où, pour une raison quelconque, on ne désire pas convertir en énergie électrique, l'énergie contenue dan les gaz produits par la réduction directe-
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Au point de vue consommation totale a'energie par , tonne d'acier produit, il n'y a guère de différence entre les trois variantes d'utilisation de l'énergie contenue dans les gaz,produits par la réduction directe.
Dans l'une ou l'autre des variantes d.u mode opê- ratoire en ce qui concerne le bassin 4 ou le bassin de réduc- tion du minerai, l'alimentation en carbone se fait dans le bassin 5 et dans ce bassin il y a dissolution du carbone dans le bain métallique.
Le mouvement de brassage du métal, tant dans les bassins que dans les canaux, et la très grande valeur du coefficient de diffusion du carbone dans le fer liquide, assurent l'homogénéisation du métal liquide, ce qui revient à dire : transport-du carbone mis en solution dans le bassin 5 etréagissant avec l'oxygène du minerai dans le bassin 4.
Le fer produit se dissout dans le bain et le niveau du métal liquide augmente progressivement jusqu'aux taux de remplissage admissible ; moment est venu de régler la position finale, éventuellement par des additions conven@@@les, et bien entendu, après avoir arrêté l'alimentation en minerai et autres additions d'élaboration.
Il est d'autre part évident qu'en vue d'obtenir un acier de haute pureté ou même un produit intermédiaire, par exemple un bain de 0,5% de C, dont l'affinage final et le raffinage seront poursuivis dans un second four qui sera par exemple un four électrique à arc,. on a intérêt à partir de matières premières de choix, comme du minerai très riche : 65 à 70% de Fe, pauvre en S et en P et de carbone pur comme par exemple le charbon de bois ou du graphite d'électrode ou tout autre source de carbone, le colce et l'anthracite n'étant pas exclus.
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L'intérêt de l'emploi d'un minerai très riche résul- te de la nécessité de limiter la quantité de laitier en rap- port d'une part avec la rapidité de l'opération et d'autre part l'intérêt qutil y a de protéger le revêtement; dans ce hut, il sera d'ailleurs souvent indiqué, et surtout dans le cas où la gangue du minerai est acide, de procéder à des ad- ditions de chaux, dolomie ou magnésie ou leurs mélanges; pa- reilles additions judicieusement dosées auront le double ef- fet de protéger le revêtement basique et de parfaire la dé- phosphoration.
Dans un même ordre d'idées, les mêmes additions basiques et (ou) des additions de carbure de calcium assu- reront dans le bassin 5 la protection du revêtement et sur- tout la désulfuration.
Lorsque la carburation se fait avec du coke ou toute autre source de carbone et (ou) lorsque le minerai n'est pas très pur en soufre et. que l'on désire produire directement, c'est-à-dire : dans le four de réduction même, un acier très pauvre en soufre, il sera indispensable de former un laitier basique réducteur dans le bassin de carbura -tion. Au point de vue vitesse de carburation et par consé-. quent vitesse globale de l'opération, la conséquence en sera fâcheuse. On peut y remédier partiellement en divisant le bassin de carburation en deux ; dansl'in des compartiments on opère la carburation sur bain nu en ayant soin d'évacuer de temps à autre les cendres du produit de carburation ; dansl'autre compartiment, on opère alors sous laitier basique réducteur avec un grand excès de carbone.
Dans un four multi- bassin, on peut réserver un bassin pour la carburation sur bain nu et un autre pour la désulfuration sous laitier basi- que et réducteur.
Le mode opératoire décrit comme mode préféré (et
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ce mode comprend les troisvariantes principales décrites précédemment) permet donc, grâce au four à bi-bassin ou éventuellement multi-bassin, d'opérer à la fois et simultané- ment la déphosphoration et la désulfuration.
Le procédé, comportant une ébullition du début jusqu'à la fin et mettant le bain métallique en contact avec une atmosphère gazeuse composée presqu'exclusivement de CO, garantit la production d'un acier très pauvre en gaz hydrogè- ne et azote.
Comme autres modes opératoires, mais de préféren- ce toujours dans les fours à induction à canal, on peut adopter de nombreuses variantes; on en citera quelques*unes.
On peut, par exemple, procéder aux additions si- multanées de minerai, de carbone et de calcaire dans le bas- sin 4 et à des additions de carbone ou de "carbone + addi- tions basiques" dans le bassin 5.
On peut aussi faire lès mêmes additions dans les deux bassins mais dans ce cas le four bi-bassin pourra avali- tageusement être remplacé par un four à un bassin à canal fermé tel celui représenté schématiquement par la figure 4, et décrit déjà antérieurement dans la demande de brevet bel- ge n 439.386 du 19 avril 1957, pour : "Procédé d'élabora- tion rapide d'acier à partir de fonte et four pour sa réali- sation".. Les notations adoptées à la figure 4 sont homolo- gues de celles adoptées aux figures 1, 2, 3.
Cependant, les derniers modes opératoires et en particulier celui dans le four mono-bassin, tout en parais- sant à première vue plus simples, sont nettement moins avan- tageux au point de vue métallurgique car ils ne permettent guère de désulfuration ni de déphosphoration. D'autre part, le fait d'opérer avec un mélange de carbone et de minerai conduit à un entraînement de quantités importantes de pous-,
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sières de carbone ; en résulte la nécessité d'épurer les gaz et une difficulté opératoire au point de vue dosage de l'addition du carbone dans le mélange minerai, carbone et autres additions.
On peut cependant envisager l'utilisation d'un four à bassin unique pour traiter des minerais très purs en S ou en P ou lorsqu'on opère en duplex : c'est-à- dire en introduisant le métal liquide du four à induction dans un four à arc basique et en opérant, suivant le mode classique, la déphosphoration et la désulfuration.
L'exposé qui précède suffit amplement à montrer les grandes possibilités du nouveau procédé ; sont exceptionnelles lorsquôon dispose de minerais très riches et purs, et de charbons de bois par exemple comme source de carbone ; ces conditions se trouvent réunies dans certaines régions comme en Suède, en Norvège, au Brésil et autres régions d'Amérique du Sud, en Espagne, etc...
Tout d'abord, il apparaît clairement que par.rap- port aux procédés classiques les investissements nécessaires à l'application du nouveau procédé sont dérisoires.
Il en est de même du coût de la production qui est extrêmement avantageux ainsi que le montrent le bilan des matières et les bilans calorifique et énergétique dunouveau procédé.
BILAN DES PRINCIPALES MATIERES PREMIERES.- Par tonne d'acier liquide : - environ 1500 kg de minerai à 67% Fe (65 à 70% Fe) ( p. ex. Kiruna A) - environ 320 kg de carbone - environ 350 kWh (voir bilan énergétique)
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Bilan calorifique.-
La réduction directe étant pratiquement neutre à 1600 C au point de vue énergétique, l'énergie calorifique nécessaire à la production d'une tonne d'acier liquide à 1600 C est représentée avec une très bonne approximation par la chaleur sensible des produits qui sortent de l'enceint te du four, soit
1 t d'acier à 1600 C 320.000 kcal
760 kg ou 600 Nm3 ou 26.800 Mois de CO à 1600 C :
26.800 x 12.5 335.000 kcal
150 kg de laitier (grand maximum)
150 x 400 60.000 kcal
Total 715.000 kçal REMARQUE.- avec un minerai exceptionnellement riche, tels certains minerais brésilien s à plus de 69% de Feet moins de 1% de gangue, on aurait au maximum 25 à 35 kg de laitier par tonne d'acier et 10.000 à 14.000 kcal cornue chaleur to- tale du laitier contre respectivement 100 kg à 150 kg de laitier et 40000 à 60.000 kcal tels que les maxima admis dans l'exemple ci-dessus.
Bilan énergétique.-
L'énergie est à livrer sous forme d'énergie élec- trique, soit :
715.000 kcal
864 kcal x r1 x r2 où : 864 kcal représente l'équivalent calorifique de 1 kWh r1 représente le rendement électrique de l'installation r représente le rendement calorifique du four
Pour un four de 5 t au moins, le produit r1 x r2 sera égal ou supérieur à 0,72. Il en résulte que par tonne d'acier produit il faut livrer :
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715.000 = env. 1150 kWh
864 x 0. 72
D'autre part, on récupère : - la chaleur latente de 760 kg = 600 Nm3 de CO : 1.800.000 : kcal.
- 60% de la chaleur sensible du CO : 0. 6 x 335.000 : 201. 000 kcal.
Total : 2.001.000 kcal
Cette énergie calorifique transformée en énergie électrique (chaudière de récupération et turbine, ou, de préférence : turbine à gaz ) peut livrer : 2.001.000 = environ 800 kWh.
2.500
Il en résulte un déficit en énergie de : 1150 - 800 = 350 kWh par tonne d'acier.
C'est la valeur reprise au bilan des matières premières.
Le nouveau procédé, faisant l'objet de la présente invention permet donc de réaliser de très substantielles économies par rapport aux procédés indirects de fusion réduc- trice au haut-fourneau suivie d'un des procédés classiques d'affinage de la fonte.
REVENDICATIONS.-
1.- Procédé de fabrication d'acier.par réduction directe de minerai de fer, caractérisé en ce que l'on opère dans un four électrique à induction.
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The present invention relates to a process for manufacturing steel by direct reduction of iron ore, and a furnace for implementing this process.
The present invention is essentially characterized in that the reduction is carried out in an electric induction furnace.
The operation is preferably carried out in a channel furnace, and more advantageously still, in a furnace with two basins connected by at least two channels forming with them at least one closed circuit constituting a transformer secondary, the primary of which is is supplied at a frequency which will advantageously be that of the network.
The basins can, according to the invention, be assigned to different metallurgical operations: one of the basins serving for carburizing the metal, the other for .décarburization. It is possible to operate in the phase of basic reducing slag (desulphurizing) in one basin, and in phase of basic oxidizing slag (dephosphorizing) in another.
The reduction takes place, according to an important feature of the invention, mainly by the carbon in solution in the metal bath.
The evolved gases, which form an atmosphere of substantially pure CO above the bath, can be collected for the use of their energy content. According to an advantageous embodiment of the invention, the gases given off are brought in countercurrently through the ore arriving at the furnace, and can be burned in the presence of the latter.
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The oven according to the invention comprises, at least. two basins connected by at least two channels forming with them at least one closed circuit constituting a secondary dE! transformer.
Other features of the invention will emerge from the following description of various modalities of the process and of an oven given by way of non-limiting example and illustrated in the drawing. In it: - Figure 1 is a longitudinal section of an oven according to the invention; FIG. 2 is a section through a device for supplying and extracting gases, taken along line II-II of FIG. 1; - Figure 3 is a section along the line III-III of Figure 1; - Figure 4 shows a section of an oven with a single basin.
In order to facilitate the description of the process according to the invention, a description will first be given of an oven according to the invention, allowing the process to be implemented.
The furnace given as an example consists of a steel casing 1 internally coated with one or more layers of a heat insulator 2 and one or more layers of a covering of basic bricks and (or) rammed earth 3, 3 '. The coating is formed in such a way that it forms two basins 4 and 5 communicating via the channels 6 and 7.
The induction coil 8 forming the primary is placed such that the liquid metal bath of the channels and basins 4 to 7 surrounds it and constitutes the closed secondary heated by the induced current. Inside the coil is the iron core 9 forming a single or double frame
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closed passing through the outside and thus surrounding the channels 6 and 7, while around the primary coil 8 is a casing 10 of non-magnetic metal with a double wall and cooling by water circulation. The alternating current source supplying the primary 8 at the network frequency is designated by 30.
Each of the two basins 4 and 5 is closed by a cover 11 and 12 ensuring the seal by means of a seal (for example sand seal) 13 and 14. Figure 2 which shows a section of the part upper part of the first basin of the furnace, along line II-II of FIG. 1, also applies to the upper part of the second basin provided with a chimney 15 and a hopper 17, instead of a chimney 16 and a hopper 18.
The chimneys 15 and 16 are provided for the evacuation of the gases produced by the reaction and the hoppers 17 and 18 respectively allow the supply of iron ore in the basin 4 and of carbon in the basin 5 or vice versa or in any addition or mixture of additions in one or the other of the two basins 4 and 5.
The description of the oven is illustrative and not limiting; this is one of the possible embodiments of the two-tank duct furnace heated by induction at mains frequency.
For large capacity ovens, for example 10 t and above, it will be advantageous to provide more than one coil and even more than two basins.
The ovens can be tilting with discharge from the spout 20 as shown in the figures? '., Or fixed with a pitted hole preferably located at a level slightly above the level of the vault of the channels.
The process requires that the furnace initially contains steel or liquid cast iron forming a closed secondary and preferably in such quantity.; = Where the channels are
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completely filled so as to prevent the introduction into the canal of any of the additions and especially of slag.
Although, at the start, the composition of the iron bath is not imposed, it is preferable to start from an iron bath already containing carbon; regime this will obviously be the liquid steel base of the previous operation, given that care will have been taken not to completely empty the oven so that in the horizontal position or working position of the oven, the metal level liquid exceeds that of the. upper part of the channels.
To begin the operation of reductive smelting, the basin 4 is fed with iron ore and the basin 5 with carbon, at a rate commensurate with the capacity of the installation (FIG. 1).
In tank 4, the reactions are in the main order of direct reduction reactions, partly in the liquid metal phase and partly at the liquid or solid iron oxide - metal bath interface, as follows:,
FeC + C = Fe + CO
Fe3O4 + 4 C = 3 Fe + 4 CO
Fe2O3 + 3C = 2 Fe + 3 CO
As the temperature is very high, ie 1300 to 1700 C, but preferably 1500 to 1600 C, the gas product of the reaction is substantially pure CO.
As this CO is strongly reducing with respect to iron oxides, there will incidentally be indirect reductions following:
3 Fe2O3 + CO = 2 Fe3O4 + CO2
Fe304 + CO = 3 FeO + CO2
FeO + CO = Fe + CO2
On the whole, however, it can be considered that, given the speed of the operation, the reductions are mainly direct.
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However, if it is desired to promote the indirect reactions, it is possible, according to another embodiment, to omit the chimney 16 (and possibly also the chimney 15 and establish a communication through the refractory between the enclosures 5 and 4 at one point). level above the maximum load level) and pass the gases through the ore contained in the hopper; this is only possible when the ore is in pieces so that the charge has sufficient permeability.
When this is done, there will be an exchange of energy between the ascending gases and the. descending load.
First of all, the gases will give up part of their sensible heat to the ore; secondly, there will be reduction of the ore by CO following the indirect reduction reactions which, as is known, are slightly exothermic.
This procedure therefore leads 'to the immediate and direct use, that is to say in the installation of' reductive fusion, of a more or less significant part of the sensitive and latent heat of the gas produced by the reaction. - direct reduction option.
The rate of reduction of the ore by the gas phase will be very variable depending on the nature and the grain size of the ore; often very rich ores are very compact and in this case their reducibility by gaseous reducing agents is poor.
The reducibility of the ore therefore constitutes one of the criteria for adopting the variant described above, a variant which moreover relates only to the mode of evacuating the gases and to the mode of use of the gas. energy they contain.
Another criterion is that of the mode of end use, i.e. outside the melting plant, of
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the energy still contained in the gases produced by the direct reduction; For example, if these gases must be stored, it may be advantageous to cool them immediately by passing them over the minqrai rather than through a recuperator or regenerator, ensuring the reheating of the secondary air.
It therefore follows that even in the case where the reductibility of the ore used is very bad and that, in any case, the reduction rate would be low or negligible even because of this poor reducibility on the one hand, and on the other hand, because of insufficient temperature and contact time, there may be an advantage in passing the gases through the ore charge.
According to a third variant, not as regards the operation itself, but only the mode of utilization of the energy contained in the gases produced by the direct reduction reaction, we can add to the installation - lation of the electric furnace a rotary furnace in which the ore circulates against the gas flow to be finally discharged into the furnace.
In the part of the rotary kiln close to the electric kiln, the ore will be partially reduced --- - by the CO gas; towards the middle of the length of the rotary kiln it is possible to introduce preheated secondary air ot not and burn the rest of the C0, and thus preheat the mine by the sensible heat of the combustion gases, while the secondary air to him - even can be preheated by the outlet gases of the rotary kiln.
Such a mode of use may be preferred in all cases where, for whatever reason, it is not desired to convert into electrical energy the energy contained in the gases produced by the direct reduction.
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From the point of view of total energy consumption per tonne of steel produced, there is little difference between the three variants of the use of the energy contained in the gases produced by the direct reduction.
In one or the other of the variants of the operating mode with regard to basin 4 or ore reduction basin, the carbon feed takes place in basin 5 and in this basin there is dissolution of the carbon in the metal bath.
The stirring movement of the metal, both in the basins and in the channels, and the very high value of the carbon diffusion coefficient in the liquid iron, ensure the homogenization of the liquid metal, which amounts to saying: carbon transport dissolved in tank 5 and reacting with the oxygen of the ore in tank 4.
The iron produced dissolves in the bath and the level of the liquid metal gradually increases up to the permissible filling rate; time has come to adjust the final position, possibly by suitable additions, and of course, after stopping the feed of ore and other processing additions.
It is also evident that in order to obtain a high purity steel or even an intermediate product, for example a 0.5% C bath, the final refining and refining of which will be continued in a second furnace which will for example be an electric arc furnace ,. it is in the interest of choice raw materials, such as very rich ore: 65 to 70% Fe, poor in S and P and pure carbon such as for example charcoal or electrode graphite or any other source of carbon, colce and anthracite not being excluded.
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The advantage of using a very rich ore results from the need to limit the quantity of slag in relation on the one hand to the speed of the operation and on the other hand the interest therein. a protect the coating; in this hut, it will moreover often be indicated, and especially in the case where the gangue of the ore is acid, to proceed to additions of lime, dolomite or magnesia or their mixtures; Such judiciously dosed additions will have the double effect of protecting the basic coating and improving the de-phosphorization.
Likewise, the same basic additions and (or) calcium carbide additions will provide coating protection and especially desulfurization in pond 5.
When the carburization is done with coke or any other carbon source and (or) when the ore is not very pure in sulfur and. which it is desired to produce directly, that is to say: in the reduction furnace itself, a steel which is very low in sulfur, it will be essential to form a reducing basic slag in the carburetion basin. From the point of view of carburizing speed and consequently. The overall speed of the operation will be unfortunate. This can be partially remedied by dividing the carburizing basin in two; dansl'in the compartments the carburization is carried out on a bare bath, taking care to remove from time to time the ash of the carburizing product; in the other compartment, the operation is then carried out in a reducing basic slag with a large excess of carbon.
In a multi-basin furnace, one basin can be reserved for carburizing on a bare bath and another for desulphurization in basic and reducing slag.
The procedure described as the preferred mode (and
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this mode comprises the three main variants described above) therefore makes it possible, thanks to the bi-basin or possibly multi-basin furnace, to operate both and simultaneously the dephosphorization and the desulphurization.
The process, which involves boiling from start to finish and bringing the metal bath into contact with a gaseous atmosphere composed almost exclusively of CO, guarantees the production of a steel which is very poor in hydrogen gas and nitrogen.
As other procedures, but still preferably in channel induction furnaces, many variations can be adopted; we will mention a few of them.
One can, for example, make simultaneous additions of ore, carbon and limestone in tank 4 and additions of carbon or "carbon + basic additions" in tank 5.
The same additions can also be made in the two basins, but in this case the two-basin furnace could optionally be replaced by a furnace with a closed-channel basin such as that shown schematically in FIG. 4, and already described previously in Belgian patent application n ° 439,386 of April 19, 1957, for: "Process for the rapid production of steel from cast iron and furnace for its production". The notations adopted in FIG. 4 are homologous. gues from those adopted in Figures 1, 2, 3.
However, the latter operating modes and in particular that in the single-basin furnace, while appearing at first sight simpler, are clearly less advantageous from a metallurgical point of view because they hardly allow desulphurization or dephosphorization. On the other hand, the fact of operating with a mixture of carbon and ore leads to entrainment of large quantities of pus-,
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carbon stocks; This results in the need to purify the gases and an operational difficulty from the point of view of the dosage of the addition of carbon in the mixture of ore, carbon and other additions.
However, it is possible to envisage the use of a single-tank furnace to treat very pure S or P ores or when operating in duplex: that is to say by introducing the liquid metal from the induction furnace into a basic arc furnace and by operating, according to the conventional mode, dephosphorization and desulphurization.
The foregoing account is amply sufficient to show the great possibilities of the new process; are exceptional when very rich and pure ores are available, and charcoal for example as a source of carbon; these conditions are found in certain regions such as Sweden, Norway, Brazil and other regions of South America, Spain, etc ...
First of all, it is clear that compared to conventional processes, the investments required for the application of the new process are derisory.
The same is true of the cost of production, which is extremely advantageous, as shown by the material balance and the calorific and energy balances of a new process.
ASSESSMENT OF THE MAIN RAW MATERIALS.- Per tonne of liquid steel: - about 1500 kg of ore at 67% Fe (65 to 70% Fe) (eg Kiruna A) - about 320 kg of carbon - about 350 kWh ( see energy balance)
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Calorific balance.-
The direct reduction being practically neutral at 1600 C from an energetic point of view, the heat energy required to produce a ton of liquid steel at 1600 C is represented with a very good approximation by the sensible heat of the products which come out of it. the oven enclosure, either
1 t of steel at 1600 C 320,000 kcal
760 kg or 600 Nm3 or 26,800 Months of CO at 1600 C:
26,800 x 12.5 335,000 kcal
150 kg of slag (large maximum)
150 x 400 60,000 kcal
Total 715,000 kçal NOTE.- with an exceptionally rich ore, such as certain Brazilian ores with more than 69% of Feet and less than 1% of gangue, one would have at most 25 to 35 kg of slag per ton of steel and 10,000 to 14,000 kcal retains the total heat of the slag against respectively 100 kg to 150 kg of slag and 40,000 to 60,000 kcal such as the maximums allowed in the example above.
Energy balance.-
The energy is to be delivered in the form of electrical energy, namely:
715,000 kcal
864 kcal x r1 x r2 where: 864 kcal represents the calorific equivalent of 1 kWh r1 represents the electrical efficiency of the installation r represents the calorific efficiency of the furnace
For a furnace of at least 5 t, the product r1 x r2 will be equal to or greater than 0.72. As a result, per tonne of steel produced, it is necessary to deliver:
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715,000 = approx. 1150 kWh
864 x 0. 72
On the other hand, we recover: - the latent heat of 760 kg = 600 Nm3 of CO: 1,800,000: kcal.
- 60% of the sensible heat of CO: 0.6 x 335,000: 201,000 kcal.
Total: 2.001.000 kcal
This heat energy transformed into electrical energy (recovery boiler and turbine, or, preferably: gas turbine) can deliver: 2,001,000 = approximately 800 kWh.
2,500
This results in an energy deficit of: 1150 - 800 = 350 kWh per tonne of steel.
This is the value shown in the balance sheet of raw materials.
The new process, which is the subject of the present invention, therefore makes it possible to achieve very substantial savings compared with the indirect methods of reducing melting in a blast furnace followed by one of the conventional methods of refining cast iron.
CLAIMS.-
1.- A method of manufacturing steel by direct reduction of iron ore, characterized in that it is carried out in an electric induction furnace.