Verfahren zur Herstellung von metallischen hise._
D:@e Et'ind.un laetriff-L die Wrateilung, von metallischem
EISOZ in hoher ausbeute aus nicht-titünhaltigen Eisener-
zen, und, anderem eiseno: ydlAaltigen raterial,di-rch direkte
Peüul:tion, vermischt mit einem festen, kohlenotoffhalti-
den Reduktionsmittel, unterhalb der Schmelz- oder Sinter-
tGLI-#Oer,tuZ , ira allgeMeinen - unter 110000"0
.
Das '1@erfahren der Erfindung ist besonders- geeignet
für wirksame Gewinnung Vöii
me-Üalli,chem Eisen aüe Erzen von relativ' geringer Quali-
tät, wie z.B. Alabama "Dig Sea.m", Conakry Ull usvr:, w@o
im
-sp@Iter erläutert wird,
Zustand, so, wie
sie gefördert werden, für die Hoohofenreduktion schlecht
geeignet
sind, die aber in technischem Maße in einen Dreh--Ofen reduziert vrerden- kennen.
Eine höchst wirksame, hierfür geeignete Vorrichtung und das betreffende Verfahren
sind in
der USÄ-Patentschrift 2 829 042 und -l .-o .
m , .^_ nun t1't'/ L' auf die hier
:Bezug genommen wird, beschrieben.
Bei der in der erwähnüen- Patentschrift beschriebenen Reduktion vrerden gebrochenes
Erz und ein kohlenstoffhaltiges I;eduktionsMittel, yrie z.B. Koks, erforderlichenfalls
zusar:men rtit Ttalk,, fortschreitend in den Drehofen gebracht, dessen
f@ tmosphärC en e und Temperatur-=#ged#4e.--
mittels mlter-@ei1-
ter luf tzuführungen genau geregelt werden; das. aus dem Drehofen erhaltene Produkt
wird abgekühlt und das metallische Bisen durch übliche Abtrennung und Konzentrierung,
wie weiter unten beschrieben, gewonnen..Method of making metallic hise._ D: @e Et'ind.un laetriff-L the division, of metallic
EISOZ in high yield from non-titanium-containing iron
zen, and, other eiseno: ydlAaltigen material, di-rch direct
Peüul: tion, mixed with a solid, carbonaceous
the reducing agent, below the melting or sintering
tGLI- # Oer, tuZ, ira general - under 110000 "0
.
The experience of the invention is particularly suitable
for effective extraction vöii
me-Üalli, chem iron aüe ores of relatively 'low quality
ity, such as Alabama "Dig Sea.m", Conakry Ull usvr :, w @ o
in the
-sp @ iter is explained
Condition so how
they are promoted, are poorly suited for the Hoohofen reduction, but which are technically reduced in a rotary oven - know they are reduced. A highly effective device suitable for this purpose and the relevant method are in U.S. Patent 2,829,042 and -l.-o.
m,. ^ _ now t1't '/ L' on the here
: Reference is made, is described.
In the reduction described in the patent mentioned, crushed ore and a carbonaceous reducing agent such as coke, if necessary, are brought together progressively into the rotary kiln f @ tmosphärC en e and temperature - = #g ed # 4 e .-- using mlter- @ ei1-
the air supplies are precisely regulated; the product obtained from the rotary kiln is cooled and the metallic biscuit is obtained by conventional separation and concentration, as described below.
Bei einer minimalen Verweilzeit in der erhitzten Zone des ßeduktionsdrehofens
steigt die Gewinnung von metallischem Eisen mit der Temperatur der Erz-Koka-Schicht
im Ofen bis zur Schmelz- oder Sintertemperatur des Metalls; bei dieser Temperatur
entsteht aber, wie in der erwähnten Paten tschrif t dargelegt wird, eine"plastisohe
Ansammlung der umgew@ilzten Masse der Schicht, so daß Haftung in massiver Porm an
der
Ofonwandung, eintritt ("Pingbildung" genannt), eo daß der
Ofen häufig zur Reinigung und Reparatur - stillgelegt vier-
» .
den muB.
Damit also-das Verfahren längere Zeit kontinuierlich ver-
läuft, muß die Schicht unter der Temperatur gehalteh wer-
den, beider dieses Schmelzen und Anhaften der Beschickung
an der Ofenwandung.eintritt, und auch unter der Temperatur,
bei der; Verschlackung auftritt, d.h. Anhäufung von großen
Beschickungsmassen, die den Ofenaustritt verstopfen würden.
Da andererseits, wie oben erwähnt, der läetallisierungw"rad
oder -prozentoatz der Deschickung mit der Temperatur bis zur
Schmelz- oder Sintertemperatur anwächst, nimmt di.@e Ausbeute
an metallischem Eisen ab, iaenn die Verfahrenstemperatur for
t-
schreitend unter diese Höhe sinkt und die anderen Bedingungen
gleich bleiben.
Daher ist jedes Verfahren oder Mittel, das den Lyetallisie-
rungsprozentsatz des Erzes unter der Sehmelzi;- oder Sinter-
temperatur erhöht,.. sehr wichtig bei der Verbesserung der-
Wirksamkeit von enverfahren und -;",Deduktionen.
Es ist >auch von großer wirtschaftlicher Bedeutung, daß nach
erfolg-
ter Reduktion 'die übliche Zerkleinerung des reduzierten Material®
und die Abtrennung des metallischen Eisens erleichtert wird.
Die DAS 1 10'I 465 beschreibt die Reduktion von Eisenoxyd-Formkör-
pern u.a. in,einem Drehofen in Gegenwart einen festen! kohlenstoff-
haltigen Reduktionsmittels bei einer Temperatur unterhalb des
Schmelz- und Sinterungspunktee dar Ofenmischung. Um den Kohlen-
stoff leichter. mit dem Duftsauerstoff im Ofen zur Reaktion
zu brin-
gen und dadurch bei niedrigen Temperaturen eine katalysierte
Reduk-
tion durch Aufrechterhaltung einer höheren Kohlenoxydkonzentration
durchführen zu können,, wird eine *geringe Menge, maximal.
etwa 0, 4
Gew.-% der Gesamtbeschickung, eine® gmtalysatore, wie Alkallcarbo-
nat, dem Reduktionsmittel beigemengt. Gemäß DAS 1 '90°I 465
wirken
di.e Alkalicarbonate nur dann als Katalysatoren, wenn sie in
das
feste, kohlenatoffbaltige 1eduktiongmittel eingemengt werden,
da
sie die Reaktivität des Kohlenstoffe erhöhen und die Kohlendonoxyd-
konzentrgtion bei den verschiedenen Reduktionstemperaturen
beein-.
flussen. Durch diesen Alkalicarboaatsusatz wird aber eine nachträg-
liche Zerkleinerung des Ofenaustrages nicht erleichtert, da
der
Katalysator nicht die mechanische Beschaffenheit der reduzierten
Formkörper beelnfluBt.
Demgegenüber wurde nun überraschend gefunden, dmß beim Einverlei-
ben in jeden Partikel eines nicht tite$bgltigen, eisenhal-tigen
Ausgangteriale von einer oder mehreren @ Natrium-- und/oder
K.ll-.
u®verbindungen, wie Carbonaten, Hydroryden, Chloriden und
Salzen..
die bei der Reduktionatemgeratur Natrium- oder Kaliumoxyd bilden,;
die trockene Reduktion des so behandelten Ausgangsmateriales
in
eine® Drehofen mittels festen, kohlenotoffhmltigen ReduktionamitG
tels wesentlich katalysiert wird und daß das reduzierte eiaƒ@nh@g<:
tage Produkt erheblich leichter zerkleinert Werden kann,- wodurch
die Trennungsgeschwindigkeit und die Eisengewinnungswerte höher
werden:
Es wurde ein Verfahren gefunden, zur Herstellung von ®etallieehe°4
Eisen mit hoher Ausbeute aus nicht titanhaltigen Efoenerzen
und
eiaenoxydhaltigem Material durch Reduktion des Eiscu.terials
in
Gegenwart einen festen, kohlenstoffhaltigen Reduktioxismittela
he5
hoher Temperatur, unter der Temperatur, die Sintern oder plasti-
sches Zusammenballon hervorruft, wobei das reduzierte 1-äaterial«
abgekühlt und zerkleinert und das metallische Eisen vom zerklei-#
nerten Material abgetrennt wird, das dadurch gzkennzeiähne
t i o ä ,
daB das eisenhaltige Material in einer oder mehreren Natrium-
und/oder Kaliumverbindungen, wie CBrbonaten, Hydroxyden, Chlori-
den und Salzen, .die bei der Reduktionntempƒratur
Natrium-- oder
galiumoxyd bilden, behandelt wird, derart, daß die Natrium-
und/
oder $&liumverbindung bot. -verbindungen In einer Gesamtmenge
von 0,q5 bis 510 %, bezogen auf da® Gewicht des eisenhaltigen
Aus=-
gangamterialsQ : in jeden ]?artikei dob eisenhaltigen AuagangsrmtQ-
rials einverleibt und das co belandelte eiaenbaltigs %terial
ohne vorhergehendes Rösten reduziert wird. Außerdem ist das
Ver-
fahren dadurch gekennzeichnet, daß die Natkium- und/oder Kalium-
verbindung bzw. -verbindungen in einer Gesamtmenge von 1,0
bin
215 % verwendet wird., bzw. verwendet werden, daß zur
B@bandlung
den eisenhaltigen Auogangamnterials Natriumchlorid yorwendet
wird, dag das eisenhaltige.1u®äangsmaterial mit- einer wäƒrigen
Zbsung der Natrium- oder ICaliumverbindungon behendelt tvird,
daß
das eisenhaltige Material in Poim von helletƒ reduziert
wird, und
daß das eineobaltige glaterial vor der Bebandluma mit den Natrium-
oder Nalürmverbindungen geratet wird.
Bei der Anwendung des Verfahrens auf die meisten nicht-titanhalti-
gern Eisenerze, d .h, Eisenerze, die keine wesentliche
Dienga Titan-
dioxyd zu eammen mit Eisenoxyd als Fe0.Ti02 enthalt®a, wurde
festgestellt, daß die Sslszugabe die Reduktionstemperatur,
bei
der Metallieierung mit hoher Ausbeute eintritt,
erheblich unter 1100.°C (2000°I') senkt, *. und zwär
auf größen-
ordnungomüßig etwa 1010 bis 10G5°0, für die meisten 'solchen
Eisenerze und anderen eisenoxydhaltigen iTassen,
Es wurde such festgestellt, daß durch die Salzzugabe nicht-
titanhaltige"Erze stark bröcklig werden, so daß beim fol-
genden@iiahlen und Trennen das metallisierte Erz leichter
aufgeschlossen wird, als wenn-das Salz abwesend ist, ins-
besondere bei den ersten.Trennungsstufen; Trennen und Kon-
zentrieren des Eisenn wird also erheblich erleichtert. hn-
dereraeifo wurde featgestellt,"daß titanhaltige Erze bei
Salzzugabe nicht bröcklig werden, so das die Vorteile den
erfindungsgemäßen Verfahrens nicht .bei der Anwendung auf
titanhaltige Erze-erzielt-worden. ..
Es wurde weiterhin gefunden, wie nachfolgend dargelegt wird,
daß die ciben erwähnte Zugabe-von relativ wenig, Salz besonders
gut auf. die Reduktion der relativ weichen oder tonähnlichen,
aluminiumhaltigen,-nichtmagnetischen Erze, wie z.E. Erze, die
etwa 2 bi-w 10 % Aluminium (berechnot ale_ d1203), enthalten,
und auch Erze, die etwa 5 bis 25 j4 chemisch gebundenes Wasser
enthalten, im allgemeinen unter etwa 1100°0, d.h. erheblich
unter der Sinter- oder Schnelztemperaturt mit guter Ausbeute
angewendet werden kann. Das Vorröaten dieser Erze, das che-
misch gebundenes Prasser entfernen würde,,beeiüträchtigt aber
nicht die Wirksamkeit der Salzzugabe. Solche typischen Erze sind
die laterithischen- Typender Alabama !'Big Seam" und anderef wie weiter unten erläutert
wird. Den Erzen, unter denen Magnetit das wesentlichste. Eisenmineral ist, kommen
im allgemeinen nieiit direkt die Vorteile.. der Zugabe. von Salz oder einem hquivalent
desselben; zu; das kann aber im allge--meinen durch Umwandlung von T£agnetit. in
Hämatit, z.B. durch Rösten @üsw. , erreicht werden.- -Die Vorteile des erfindungsgemäßen
Verfahrens werden durch die nachfolgend dargelegten Versuchsergebnisse bei Erzreduk-
tionsvereuchen in Drehöfen erläutert, dä:egii"-... :..
dabei wird bei jeder Versuchsreihe der gleiche Erztyp verwendet, und zwar sowohl
ohne als auch mit Zusatz von Natrium# chlorid..oder einem Äquivalent desselben;-die
Vorteile gehen auch aus den ansatzweise durchgeführten Reduktionen in einem
Muff(e-Ofen hervor. Bei den zuerst wiedergegebenen Drehofen-
,versuchen wurde-folgendes allgemeine Yerfahren angewendet:'
Das Erz wird bis zur gewünschten Teilchengröße zerkleinert
.und mit dem Salzzusatz innig vermischt oder mit einer wäsari-
gen Salzlösung ,beuprUht, wenn ,bei, den betreffenden. Versuch
.
Salz zugesetzt werden soll; die Iuas"we wird-.zusammen mit
dem
. se rkleinerten Koks und in manchen Fällen, j e nach dem
vervren-Beten Erz, zusammen mit Kalk in den Ofen gebracht und fortschreitend durch
den Drehofen geschickt, dessen Temperatur
und Gasatmosphäre geregelt werden# - s-. lee=ewwähn:6-en-D-
r
_-- 9#_,-@- , _ -@- '-Das aus dem Austritt des Ofens.
.
i Y - .L 17T. -
. durch
. erhaltene reduzierte.Lrzpradukt wird dann, @z.B. -r.--ij-;-
Döschen
mit
duzch..@@asser, abgekühlt. Das überschüssige Reduktionanittel
.wird, z.B; durch Sieben, Trenntisehbehandeln und/oder magne-
tisches Trennen abgetrennt. Das*erhaltene magnetische Mate-
rial wirf dann, $:B. durch Isahlen in einer Kugelmühle, -zer-
kleinert'und das gepulverte Material dann magnetisch oder
in anderer Weise, je nach den physikalischen Eigenschaften
des ''Materials, , getrennt. M.n verwendet mehrere Mahlstufen,
im allgemeinen vier oder- fünf,. bei 'den folgenden Versuchen
- ,-
.sowie mägnetische Trennung. Das Endkonzentrat von metallic-
-
sahem Lisen in norm eines Breies von-feingepülverten Teil-
ehen,wird entwüssert und unter Druck zu Briketts gepreßt. .
1'denn nan@erfindungsgemäß Salz zusetzt, wird ein viel größe-_
,rer Teil des Haterialg infolge der Bröckligkeit auf eine Teil-
chengröße von weniger als 0,074 mm bei einer bestimmten Mah-
.
lungsmenge gemahlen, ,als wenn- man"mit dem. gleichen Ausgangs-
, . _ ,. _
material, aber lohne'Salzzugabe, das gleiche Verfahren durch=
führt.
Dao metallische, in Brikettform vorliegende Endprodukt ist-
.
. - Siemene-?:Iartin-Yer-
ein. susFezeichnetes Beschickungsmaterial_für -das fahre
- oder elektrische.Ofenschmelzen, so daß man durch das erfin-
dungsgemäße Verfahren die hochofenstufe-der ,üblichen Stahl-
werkverfahren umgehen kann.
In der oben erwähnten Weise wurde eine Versuchoreihe mit
-Big-:ieam-Lrz'von der.folgenden .typischen Analyse durchge-
führt: - . ` . - - -
. - - . . . " . -Prozentsatz t
Gesamteisen " .---: _ .- -, - -.--: .:- 34,6 -
27j5 A120 ,-
" OaV - - =, -- - . , ..- _-r
Mao
4. .
.. - ' .@- . - . . . _- ._ , 09 1
. .. . _- . ' . - -. . .0901
298.
0
Die Ergebnisse einer ereten durahgeführtƒn Versuchsreihe
sind
in 'der folgenden Tabelle I dargestellt, wobei -Big--Seam-1rz
ohne Salzzugabe: bei. dem einen Versuch mit der- Bezeichnung
27-£34
.und mit 1 % Natriumchloridzugabe"bei.den beiden anderen, in
der
Tabelle gezeigten Versuchen, die- mit 27-S6-und 27-92 bezeichnet
sind,. verwendet wurde.
- - Tabelle I -
:.- -
Konzentrationowerte - Big-Seam-Erz
Versuche--Nr. 27-8 2- -86 -: 27-92
Reduktionsbedingungen
Temperatur (*0) 1,1 010 . , . -. 1010 -- - - _--1013
Zeit (Stunden) `7,0 :- 793 .@ 7,5
löschtemperatur (°C) - - - . . . -@ 595 555 - -- 595 .
Zusatz kein , ,1A Nagl _- 1 Na(3l
Idetallioierung 91,6 -; 95,5. --....9094
I.Ialllarbeits,;anr, (Stunden)_ 1,1 9.2s2 .
191 9292 -: 1,1,2,2
Jeffrey -ndkonzvntration --
;@ Gesamteisen. ' - , : --. 90,0 -..92p6 -- - 93,
metallisches Bisen ., - _ . - . 86;2 » . 9095 ---.- 90s5
Iüe tallieierung .- 9528 90,1 - - .97,1
N berechnete. Gangart 8,9 6'0 .
JG Si0 2 2996 --.. . .290 294
p Geoamtkohlenot-off - . !D,51.; 0,12 0,16
,@ Gesamteioengenng 93,0 9292'- 92,5
Gründichte xx ' - 4,52 . 4,07 4973
Grünfestigkeit xx - . 1185,0 ,.@:@2500,0 - ; 1550,0
% unter 0.044 mm " 7.3,76 81-,36 ?0,36
Davio-Rohr-Gewinnungawert: : ' - - . - - .. . . . . .
xx 'In 2irikettforn...
Alle obigen Versuche- wurden bei . einem maximalen Schicht-
.- , temperatur -von .etwa-1010 -°C durchgeführt. Bei allen.
Vor-
-suchen wurde ntufengemahlen und konzentriert. -Die-Izahl-
. intervalle betrugen 1 : tunde'®` 1 Stunde, 2 Stunden und
2
. Stunden bei insgesamt 6 Stunden. * Das- Xonzentrieren folgte
nach jeder Zahlatufe. Das Ngtriumohlorid wurde- beim .Vor-
.-
auch 27-S6.zugesetzt, indem das Erz zunächst getrocknet
. und dann mit einer ausreichenden Menge. wässriger BalzlS-
.
:.aung=befeuchtet wurde, so daß im Erz -1 % Natriunohlorid
-
war® Beim Versuch 27--92 wurde das Salz zugesetzt, indem
-- die .hraktion mit einer Teilchengröße unter 3,4. mm mit
1 g@ -
_ Natriumohlorid polletisiert wurde, 1-j4 Natriumoblorid
zu'
der akti®n mit einer ileilchengröße .über 3,44 mm- gegeben
.
,wurde, indem man mit Salzlösung -besprühte .und dann -die
bei---
den 7raktionen vermischte. - - . . - - @- . -. . -
Aus den obigen Werten geht hervor,-- darß die-Zugabe von 1
. Salz zu( einer
von mehr ale 4 j4 metalli-
._ -sohem Eisen führte, - das wesentlich weniger Verunreinigungen
enthielt, als 9@L#,enn man das Salz weglaßti Gangart, SiO2
und
Kohlenstoff sind in .jedem Fall bei dem mit Salz behandel-
ten Material wesentlich weniger vorhanden. Auch die '°Grün@
-
.- Zugfaatigkeit#! des in Brikettform vorliegenden.Endprodukte
.ist bei dem metallischen @ Eisen wesentlich höher,` däs man
».
@, aua mit.. Balz' behandeltem Erz gewinnt. ..Das. zeigt such.
die
. größere Reinheit
Salz behandelten Erzes. .
.Die @ folgende Tabelle-II zeigt die Ergebnisse ei ner @weite-
Iren,;bei.einer maximalen Schichttemperatur von 1077°0
@dur chgeführten Verauc4ereihe mit Big-Seam-Erz, aber bei
1,5 % Nü.triumchloridzugabe bei den mit .205-79, .191-36
-und
191-34 bezeichnefen fersuQhen; beiden Versuchen 191-21 und
'-158-9 wurde kein Salz zugesetzt. Das Erz wurde.auf eine
-Teilchengröße von weniger als 12,7 mm grobzerkleinert und
."
auf eine l'elletiersoheibe gebracht,..so daß aus*den feinen
Teilchen iWrner von.3 mm hergestellt wurden. -Wahrend-. der.
Pelletisierung.aus dem Material für. , die mit Salzzugabe -ver-
bundenen , Versuche wurde-das ä,laterial. mit einer. wüssrigen
- . .
Salz 18,eung .besprüht*,- so -daß ..1,5 r@- Salz- iä
Erävorhanden .
_ Tabelle 11 -
' Konzentrationswerte - Dia-SeaM-Erz
158-
Veisucl@s-Twr. . 205-7._9 1 @I-- 4 121-3
6 191-21
Zueatz J 1 ,5 ;iya0l -' 1 , 5 11a01 1,5* 11a01-- kein
_ lein
Man larboitsgang, Stunden .e1,1,2,2 1/2,1/2, 1/2,1/2, 1.,1,2,2
1 ,182,
_ , - ..2t2 .. . 2e2-
-42 ' _ - -
,@ G@ Samteisen , 35-'- . 44,02 47,07..
54,3 . . .47,4
fJ metallisches Eisen 39,16 . 40,91 _
44,15 .48,2 . 4396-
;j1 Letallisierang - - 92,5 . ' 92,9 . 93,8 88,8 g2,1
@, art' . - ' 51 5
@@ berechnte Gante ` . 56,7 55,2 _ 52,.1. 4490 '
. .
J 'rev-Endkonzentrat
e ff
Gesamteisen ` ' . 94.,15 93,72 ^; 94,00 _..93a1. 91,9
N -metalliseile s Lisen - , 91936 91.09 . , .91"64 .
90"8.- . 88r0
. > iäetallisierung art '- ' 97,0 .. 97,2 - 97',5 : . ... 97,5
e,- ..95,7
berechnete GanLi@@ . 5,1 5,5 : - . 5,3 . .6,2 ., 7,0
riof Siliciumdioxyd . 2819 2s36.... 2,32. 2,27 2,6
. ;4 Gesamtkohlentoff @ 0945 0925 0:36 ..
0908 . - 0962
. i@ Bchi@efel - ' 0903 - 0903 0902 0904 - -
'Wasserstoffverlust .` . 1t54 - .. . 1 , 32 .. 0e98. ." . .
1, 77 . 1$80
gö Gesanteisengewinntung " . 93,9 .. 9399' .@ - 93,2 .
8990' . .86,9
unter 07044 mm . . , - 85j68 80274 , . 79t00 64o32.
88204
Gründichte ,. 4,77 " 4,94 ` : 4,87 4,91 -_: 4,28
.Grünfestigkeit I 742 . 1271 . 1263 .° 1286 . 100
Davis Rohr-'ndkonzentrat - " . - -
Gesamteisen 94, 03: 94,47 . . @: 94,50':-- . 94 90 -
92y7
;"metallisches Einen. . . 91,92 e 92,25" _ 92,27 910 - ' 89,4
;ö Metallisierung- art . . .. 96,9 . 97,7 ` ; 97,7 .::
97p0.- 1 9694
J bere.ehnete @ang.4,3 499 499 _ , . 5,2 " 6,4
;i Gesamteisengewinnung .. 94,7 93.,4. 95,5. -89,p. .95,6
Anmerkung: Maximale-.Rösto£entemperatur.1077°0.,bei allen Versuchen.
In der Tabelle 11 ist die prozentuale Gewinnung,
an_metalli-
scheu Eisen ebenso wie. auch in den Verauehen der Tabelle T
bei den mit Salz behandelten Erzen erheblich größer und
auch der Gehalt an Verunreinigungen. geringer. : . -
Es wird: jetzt auf die beigefügten Zeichnungen Bezug genommen,
17rch `
die.die Reduktion von Big-Seam Erz in einem B&e-tofen
von
2,3 m betreffen. Die Figur 1 zeigt für die Versuche 19'l-34
.(Kurve A) und 199-36 (Kurve B) die prozentuale Metallisie-
rang des hrzes im Drehofen gegen die Zeit; Figur 2 zeigt
. Ü @r P.@'!
die Schichttemperatur der Erz-Kokp-Besahickung im R4"ofen
gegen die ZeZt,bei diesen Versuchen. Die Figur 1 zeigt auch
zu Vergleichszwecken die prozentuale Metallisierung gegen
die Zeit bei einem mit 26-1Lfbezeichneten Versuch (Kurve C),
der unter den gleichen Bedingungen, jedooh-ohne die Salzzu-
gebe, durchgeführt wurde.,
elie aus der Figur 1 hervorgeht, hat die ialzzugabe keine .
-Wirkung auf die Reduktionsgeschwindigkeit des Erzes .während
des -Hauptteils der Reduktion im Drehofen. Die zum Ingang-
bringen der Umsetzung b"ei den versahiedenen.Yersuchen not-
Wendigen ZeitabstUnde waren infolge der verschiedenen Ver-
fahren zum Vorheizen des Erzes auf-,die Reaktionstemperatur
bei den einzelnen Versuchen verschieden. 'Diese Kurven wei-
sen aber nach, daß die galzzugabe bei den letzten Reduk-,
tionsstufen günstig ist) wenn die Diffusion im- halb-redu-
.
.zierten Lrz .'die ' I3eakti®ns@es@hwind@.dkei@ beetimmt,d
öh.
,von . etwa a5..iger Metällisierung.' bis. zur 'Meendiaung
I der. .
Versuohe, da bei dieser Stufe die Salzzugabezu einem hö-:
. heren--Meeallieierungegra*d führt, " ohne ' die'- Reduktionszeit
auszudehnen.. ä"renn man z.B. bei . der- 35%-igen Metallisierung
beginnt, sieht man, daß nur Stunden zur Beendigung der
,Reduktion ,bei den salzhaltigen Erzen-nötig waren . während
etwa @4-Stunden beim nicht-behandelten-*Rrz- - erforderlioh
wa-.
Aus der., ist zu ersehet., daß die Salzzugabe den
weiteren Vorteil -hat,, die Temperatur der. wirksamsten
ileduk-
tion zu senken. Bei den mit Salzzugabe durchgeführten Ver-
suchen geht der Hauptteil der Reduktion bei= 0 bis
85 ö im
Tamperaturbereieh von 952 bis 9&6g0 vor' aich, während
bei
dem Yersuch, bei dem kein salFf verwendee wurde, der ZIauptr
._
teil der Reduktion bei ,982°C vor aioh geht. Vieuiaan die
Eigenschaften von dm°@@ai°-i@''9 'mit dem diese Versuche
durch-
gefUhrt. wurdßny und seine Neigung und ''isen-- .
clarsclith-.@i@.dea@ bedenkt, :'ist offensichtlich. jedes Verfahren
-
voll Vorteil, das dieeduktic@nstemperat@@r_ eenktä @rö,Y@nd
die
öfenschichtsich im fe®-Zustand h®fijrdet;
Aus den oben wiedergegebenen Versucheergebniasengehen beim
vergleich der mit und ohne Salzzugabe durehgeZihrten versuche
die folgenden Vorteile defe Salzzugabe hervor: 9)
eine hohe Me-
talliaierung der Yahlbeschickung, na daß die
G#esamteisengewin--
nung größer ist, 2) ein hooh-metallisiertes Endkonzentrat
bei
hoher Einengewianuxtg, 3) ein ß bis 2 % niedrigerer
berechneter
Gangart-Gehalt den Endkonzentraten, 4) ein größerer Goasmteleen-
Behalt im Endkonzentrat und 5) eine niedrigere
ef£oktiVe Reduk-
tionstemperatur.
Bei allen oben angegebenen versuchen wurde dem Erz Natriumehlorid
zugesbtzt. Die in dtr folgenden Tabelle III gezeigten
Worte
erläuterte. aber# daß auch andere Natrium-
und Kaliumverbindungen
verwendet WBTde'I@ können.
. v , . , . . - . . . . Tabelle J
Konzentration von C onakry A-Lrz , - - . '
. @. .raetallisiert, mit verschiedenen Zusätzen : -
.
Reduktionsbedingungen "@1@"@ 2
Zusatz .- 2,5ä 2,5% 2t5 295% 2,5#a, 295%
.. '. ' -. . Naal K2003 KOH " - > NaOH KCl Na 003
Zugabeart-- @. . Die Zusätze wurden mit dem nassem Erz geschüttel,
Größe des Erzen . " . C3,2.-mm,#3,2 mm 0,2 mm @ <3,2
mm i'3,2 mm <3,2 mm
Zeit bei der be-- - 6 Std;.:.. . 7 Std. 7 Std.. "@ .7 Std.y
7 Std.. 6- Std.
trqffenden Temperatur, - - : ..
'emperatur 00 . . . :1000 1000 - 1000 .1000 ,
: 1000 . .-1000
Beschickung zur " . -- - _
Konzentration Gesamteisen ». .. 73 s 6 0 . . :. &5,4
..- 63 8@ - . 63 9 g jo 6491%'.. 77.9iü
T@2etallisierung art @: 92v2.' -@- 94,3 .@- '90a4 84t58997
89,5
Berechnete Gang@-.24, 8 -@ .- 33.,5 349-6- .. 33,4 3490
1998
.Konzentration der
1. Stufe - , . . .- , . _ . "
Gesamtmahlunng 1/2-,Stä..
Gesamtes .' e,rt 9090.- . 7794' . - 77,1 .; " .75,4ä
- 89201. @. 86,1g!
`Berechnete Ganguep=rF3,9 . 21,3 20,8 .° . 22,3 91,8 1199
. unter 0,074: mm, " " 95,7' 66,5. 7784e .80,0: '93,7:
.64t5-
.Die obigen Werte zeigen, daß der Zusatz von ICaliunchlorid
dem von.Na triumohlorid bei gleicher Zugabe in -Gewichts-c,
.- im wesentlichen* äquivalent ist; - man erhält auch gute
Er-
-
gebnisoe,"" wenn man Natrium- und .Kaliumhydroxyd. sowie. Car-
bonate zusetzt. Natrfumchlorid ist natürlich der bevorzug
.Zusatz, da:es am billigsten und auch".- wie aus.der Tabel`
hervorgeht. am wirksanlaten -ist. Die Testwerte.: zeigen ab-
.
.
ii die günstigen Ergebnisse der vorliegenden Erfindung
durch Zusätze von anorganischen Natrium- und Kaliumsalzen
und -baren erhalten werden.." - '- - ,"
Nachfolgend sind Reduktionsversuche wiedergegeben, die
mit
Salzzugabe mit verschiedenen anderen nicht-titanhaltigen
Erzen durchgeführt vrurden; daraus gehen die günstigen, bei
'solchen Erzen als Gruppe erhaltenen'Ergebnisse hervor.
)3eiepiel- 1 - .- . - - "- ,
Bei diesem Versuch wurde ein französisches Erz verwendet,
das viel .gebundenes * %Yasser und wenig Aluminium enthielt;
.es
Zusammensetzung: @- '_ -
35,2
bineohließlich zweiwertigem. Bisen (bereohnet..als re0)
10,2
Sio2 5,5
296
Al. (berechnet als A1203 )
@,
Ca (berechnet als 0a0 . . . . . - ' , : - 11, 0 i
Mg (berechnet als Ng0) 192
Kohlenstoff (berechnet als @;.EIQ2) - " ' 6,9 ;@
Titan. (ßereeh et a#s Ti0@# ' . - - 0',3 @#
'Brennverlust entd reche chemisch gebundenem,tiasser)24,U ;@
Das Erz wurde in Form von Teilchen unter 12,7 mm verwendet;
die Reduktion wurde ansatzvreise - in einem Muffelof en ausge-
fUhrt; anschließend wurde 8o "getrennt und, konzentriert, wie
..es oben mit Bezug auf Tabelle IV erläutert wurde. Die Re-
duktionszait :.betrug etwa 4 bis 4,1/2 gtunden .und- die Tem-
peratur 150°C sowohl bei, der Reduktion mit als "auoh ohne
.2@3 i Salzzusätz. -Die Ergebnisse der ersten Mahlstufg
wa-,.
ren
g '-. -.:. .-, , . . ;. .. ,
. . .. - . - :. Probe mit Salz .'Probe ohne Salz
. .. . ..- :. ' t . _ - Nicht- :. . . . Nicht-
. T,agneti- magne- .- - ' Magneti- tnagne-
. - , . - sches Kon- tischen:. sches Kon-. tischen
zentratma-._ Dtate- .":-- zentratipa- Mate-
. - -- ' . -- .terial -' ria- `: terial -- ria .
Gesamteigen . .`. - : 7799 ,'.. 4,0 72a0 -:,-. -- _
1296
Relatives Gewicht .6790 r - 33, 0 .. , _ _. .
8090 -. -.- : '20,f 0 .
Eisengewinnung , 97,1 2,9 93d0- 492
.
._ unter'D@074'mm. ... 9,- -etwa*- 100- '.7090-
_- 16--
Die mägnelmisehen aktionen von- jeder -der beiden droben wur-'
-
den dann in vier Gesamtstufen erneut gemahlen und- getrennt;
.
so wurde ein Produkt erhalten, dran -(ausgedrückt -als jo von
me-
tällisehem Eisen- im magnetischen Xonzeintrat) bei der grobe,
` -
die kein Salz .enthielt,-B1,1 #- und bei der Probe,
die Salz
enthielt»- 93,2 i@ .enthieltƒ Die Erlebnisse zeigen,
daa die
aalzhaltige' Probe, erheblich bröckliger warf wie aus dem er--
heblich größeren Weil von Material-Unter* 0,074 mm hervor-
.
geht, das-bei der-ersten Mahlstufe erhalten wurde; außerdem
konnte ein Endprodukt von vielhöherer Qualität erhalten wer-
den, wenn man Salz verwsndete,- als. ohne-Salzzusatz-zum Erz.
Beiapiel 2 : . . . . , _ -
Dieses Beispiel erläutert die=Anwendbarkeit des Salzzugabever-
fahrens auf die Behandlung eines anderen Materials als ein"na-
..türliohes Erz. Es wurde eine-sogenannte"Sintermasse" behandelt,
d.h. eine.Misahung von eisenhaltigem Material de folgenden
Ge-
santzusammenaetzung: " . . . _ ._. , ,
Gesamteisen _- _." . 28,2 ö
(einschließlich" zweirertigem Eiseng (berechnet. als. Fe0))
1-,9 Al (berechnet als A1203) . _@ ." ;- . -. __ .. .. _ 6,6 % .
Si02 .. ,. . : " . . , ... 16,2 ;o
. Ca (berechnet als 0a0) 15p2 ätg (berechnet. als
mg 0) " , . . : . . . . . - . . _ . 11,3 p
.Kohlenstoff.. (berechnet als C02) .. 0,g
. U (berechnet als TiO2) " - - 0,9 p
. Brennverlust (korrigiert auf chemisch gebundenes Wasser)
'16,6.ö
Dieses Material hatte zu 100 p eine Teilchengröße unter 12,7
-mm.
Es wurde genau wie in Beispiel 1 mit. den folgenden Ausnahmen
.
behandelt.: Im vorliegenden lall betrug die Anfangsreduktions-
Zeit bei Ansätzen-ohne und mit 2,5 % Salzzugabe 7 Stunden und
die Temperatur 'i050°0; - außerdem wurde die 'Probe ohne Salzzuga-
be außerdem weitere 4 Stunden bei 3075°0 reduziert;---da die
Er-
.fahrung gezeigt .hatte,. daß sonst die prozentuale ketallisierung
relativ .gering ist. Bei beiden. Proben dieses speziellen Materi-
als trat fersahlackung ein, wehn eine Anfangstemperatur von'
,
107500 oder eine hähere Temperatur verwendet wurde;
daher wur-
de die Temperatur ao I .gewählt, daB .versohlaekung vermieden
wurdexi,
und die Zeit wurde so gewählt, wie erforderlich war, um ein
-
..günstiges Reduktionsmaß beider angewendeten Temperatur zu
'.erreichen. Nach dem erststufigen; etwa halbstündigen Mahlen
war nur 64,0 % des Eisens in metallisches Eisen umgewandelt,
das in der magnetischen Fraktion vorhanden war (die magneti-
sche Fraktion war aus der nichtsalzhaltigen Probe gewonnen
..'worden); in der salzhaltigen-Probe waren-?2,6 % umgewandelt
.
worden. Nach insgesamt vierstufigem Mahlen und magnetischem
Trennen wie oben -erwähnt, Zagen in-der salzhaltigen Probe
.
90,5 #o des" anwesenden Eisens als metallisches,Lisen.
vor; in
der-nicht-:salzhaltigen Probe lagen nur. 78,8 ia- in
Metallform ".
vor.
.. @3ei diel @ - ' - ' .
-Es 7gurde ein kübanisches.laterithisches Erz verwendet, das
etwa 40 bis 45 % rieen (berechnet als solches), .4 bis 5 i
"
Al205 -und-etwa 10 chemisch gebundenes Wasser enthielt.
. Allas Eisen lag in Form von Pe205 vor und war wahrscheinlich
Aals hydratisiertes Oxyd anwesend..Eieses'Erz enthielt auch
"'eine erhebliche.M%nge Nickel und Kobalt und_wurde zunächst
-zur Gewinnung dieser beiden Elemente mit Schwefelsäure aus-
laugt
laugt
Bei der--Prüfung dieses Materials auf die Anwendbarkeit der
_ pelle tisiert
vorliegenden Erfindung wurde .eine , erste Probe izr-@er- ä=
(vor dieser Verfahrensstufe lag sie in sehr
.: feiner Teilchenform inifolge des Auslaugens vor), . dann
bei-
.1095 °0, hauptsächlich zur Entfernung von Schwefel
geröstet,
da eine erhebliche Schwefelmenge bei dieser Verfahrensstufe
im Material anwesend war; die erhaltenen Kugeln wurden dann
#t Srllzwasser angefeuchtet, so daß nach dem Austrocknen in
..den kUgeln.ein Natriumchloridgehaltvon 1,5 Gewichts-% vor-
handen war. Diese Kugeln wurden dann reduziert-und das re-,
'.duzierte Materialeiner Konzentration (erste Stufe) unter-
worfen,@ wobei zunächst zerkleinert, und dann magnetUeh
ge-
trennt wurde. Das Konzentrat der ersten.Stufezeigte, daß -
'.der Gesamteisengehalt des Kontentratmaterigls ohne Salzzu-
gabe 85,7 betrug; der der Kugeln, denen Salz Zugegeben
worden war, betrug 88,9 %. Ein@noch größerer Unterschied
wurde beim Anteil des Konzentratmateriale unter 0,074 mm
Teilchengröße festgestellt, da der,Gehalt in dem Konzentrat-
material aus den Kugeln,'denen kein Salz zugegeben worden war,
dece ;;&-6ee&ea_..@.@eey -. -
7295 % der gesamten Menge betrug; .
die entnpreohende Zahl bei dem gonzentratmaterial aus den Ku-
geln, denen Salz, wie vorher erwähnt,-zugesetzt worden war,
. betrug 86,4 9@. . : . .- -
Als getrenntes Vereuohspaar wurden einige ursprüngliche Ku-
geln bei 115000 geröstet, wobei eine vielhärtere und
festere
Kugelart und auch eine be.ssere@Schwefelentfernung beim Rösten-
erhalten würde. 17ieder wurdet Versuche .nach dem Reduzieren
.und Magnettrennen ausgeführt, um den Gesamteisengehalt im@
Konzentrat der ersteh Stufe aus.den Kugeln festzustehen., --
denen .kein Salz zugegeben worden-war, und aus -den Kugeln,
.;
,denen 1,5 Salz zugegeben-worden war; die Zahlen waren in,
diesem fa11.82,8.bzw. 83,6 %.@Ähnliche Versuche wurden, wie
.vorher .erwähnt, durchgeführt, um den Anteildes konzentrat-
.materials unter 0,074 mm Teilchengröße aus diesen, bei hoher
,Temperatur gerösteten Kugeln nach-der'Konzentration der. er-
sten Stufe festzustellen, wobei der Anteil. von .Material un--
ter-- 0, 074. mm. aus dem nichtsalzhaltigen Konzentrat
3199-@
betrug, während die entsprechende Zahl bei den,Kcigeln,:denen
.
Salz zugegeben worden war, 44,0 l betrug., ° . :. ._ . . -
Die Versuöhsergebniase zeigen die - bben erwähnten Verbesse-,
rungen, die bei Natriumchloridzugabe zu zahhceiohen Mlisen-
.erzen und anderem eisenoxydhaltigem Material erzielt.wurden;
Salzzusätze von verschiedenem prozentsatz-bei breiten und be-
vorzugten Bereichen wurden erwähnt. _ ..-,- --. ._ . . _ .
With a minimal residence time in the heated zone of the reduction rotary kiln, the recovery of metallic iron increases with the temperature of the ore-coca layer in the furnace up to the melting or sintering temperature of the metal; At this temperature, however, as stated in the above-mentioned patent document, a "plastic accumulation of the circulated mass of the layer arises, so that solid adhesion to the layer Ofon wall, occurs (called "pinging"), eo that the
Oven often for cleaning and repair - shut down four- ».
the must.
So that the process can be used continuously for a longer period of time.
runs, the layer must be kept below the temperature
den, both of this melting and sticking of the charge
on the furnace wall, and also below the temperature,
in the; Slagging occurs, that is, accumulation of large ones
Charging masses that would clog the furnace outlet.
On the other hand, as mentioned above, the metalization wheel
or percentage of the discharge with the temperature up to
If the melting or sintering temperature increases, the yield decreases
of metallic iron, if the process temperature continues
stepping below this level sinks and the other conditions
stay the same.
Therefore, any process or means that the lyetallization
percentage of the ore under the Sehmelzi; - or sintering
temperature increases, .. very important in improving the-
Effectiveness of procedures and -; ", deductions.
It is> also of great economic importance that after successful
ter reduction 'the usual comminution of the reduced material®
and the separation of the metallic iron is facilitated.
DAS 1 10'I 465 describes the reduction of iron oxide moldings
pern among other things, a rotary kiln in the presence of a fixed one! carbon-
containing reducing agent at a temperature below the
Melting and sintering points of the furnace mix. To the coal
fabric lighter. to react with the scented oxygen in the oven.
and thus a catalyzed reduction at low temperatures
tion by maintaining a higher concentration of carbon dioxide
to be able to carry out, will be a * small amount, maximum. about 0.4
% By weight of the total charge, a gmtalysatore such as alkali carbon
nat, added to the reducing agent. Act according to DAS 1 '90 ° I 465
di.e alkali carbonates only act as catalysts if they are in the
solid, carbonaceous reducing agents are mixed in, since
they increase the reactivity of the carbon and the carbon dioxide
concentration at the various reduction temperatures.
rivers. However, this addition of alkali carbon causes a subsequent
Liche comminution of the furnace discharge is not facilitated, since the
Catalyst does not have the mechanical nature of the reduced
Molded body flows.
In contrast, it has now surprisingly been found that when introducing
ben in every particle of a non-valid, ferrous
Starting terials of one or more @ sodium and / or K.ll-.
u® compounds such as carbonates, hydroryds, chlorides and salts.
which form sodium or potassium oxide with the reduced breathing apparatus;
the dry reduction of the starting material thus treated in
a® rotary kiln using solid, carbon-rich reduction with G.
is significantly catalyzed and that the reduced eiaƒ @ nh @ g <:
days product can be comminuted much more easily, - by which means
the rate of separation and the iron recovery values are higher
will:
A process has been found for the production of ®etallieehe ° 4
High-yield iron from non-titanium-containing efene ores and
egg oxide-containing material by reducing the ice substrate in
Presence of a solid, carbonaceous reducing agent
high temperature, below the temperature that sintering or plasti-
causes a balloon, whereby the reduced 1-material «
cooled and crushed and the metallic iron from the crushed #
nerten material is separated, which thereby gzkennzeiähne tio ä,
that the ferrous material is in one or more sodium
and / or potassium compounds, such as carbonates, hydroxides, chlorides
den and salts, .which at the reduced temperature sodium or
form galium oxide, is treated in such a way that the sodium and /
or $ & lium connection bot. -connections In a total
from 0.q5 to 510 %, based on da® weight of ferrous Aus = -
gangamterialsQ: in each]? artikei dob ferrous AuagangsrmtQ-
rials incorporated and the co-labeled eiaenbaltigs% material
is reduced without prior roasting. In addition, the
drive characterized in that the sodium and / or potassium
connection or connections in a total amount of 1.0 bin
215 % is used., Or that is used for binding
the iron-containing Auogangamnterials uses sodium chloride
that the ferrous primary material is mixed with an aqueous one
The solution of the sodium or potassium compound ensures that
the ferrous material in Poim is reduced by helletƒ, and
that the one-oily glaterial before the band luma with the sodium
or Nalürmverbindungen is advised.
When applying the method to most non-titanium-containing
like iron ores, i.e. iron ores that do not contain any essential dienga titanium
Dioxide to be mixed with iron oxide as Fe0.Ti02halt®a
found that the addition of Ssls the reduction temperature at
metallization occurs with high yield,
significantly below 1100 ° C (2000 ° I ' ) , *. and between size
ordinarily about 1010 to 10G5 ° 0, for most of them
Iron ores and other iron oxide-containing cups,
It was also found that the addition of salt did not
titanium-containing "ores become very crumbly, so that the fol-
The metallized ore is easier to dig and separate
unlocked as if-the salt is absent, especially-
especially in the first separation stages; Separate and con-
centering the iron is made much easier. hn-
dereraeifo was featured, "that titanium-containing ores at
Adding salt does not become crumbly, so the advantages
method according to the invention not. in the application
ores containing titanium. ..
It was also found, as set out below,
that the ciben-mentioned addition of relatively little, salt in particular
good on. the reduction of the relatively soft or tone-like,
aluminum-containing, non-magnetic ores, such as zE ores, the
contains about 2 bi-w 10% aluminum (calculated ale_ d1203),
and also ores containing about 5 to 25 j4 of chemically bound water
contained, generally below about 1100 ° 0, ie considerably
below the sintering or melting temperature with good yield
can be applied. The storage of these ores, the chemical
mixed bound Prasser would remove, but impaired
not the effectiveness of the salt addition. Such typical ores are the laterithic types of Alabama! 'Big Seam' and others as discussed below. The ores, of which magnetite is the most essential iron mineral, generally do not directly benefit from the addition of salt or any one hquivalent thereof; for;.. which may but in general - by conversion of my T £ agnetit in hematite, for example by roasting üsw @ werden.- -The advantages achieved by the inventive method are set forth below, the results for Erzreduk- citation experiments in rotary kilns explained, that egii "- ...: ..
The same type of ore is used in each test series, both with and without the addition of sodium chloride ... or an equivalent thereof; the advantages also result from the reductions carried out in one step Muff (e-oven. In the case of the rotary kiln
The following general procedure was used to try: '
The ore is crushed to the desired particle size
.and intimately mixed with the addition of salt or with a wäsari-
in saline solution, when, at, the concerned. Attempt .
Salt should be added; the iuas "we will-. together with the
. Small coke and in some cases, depending on the vervren-ore, brought into the furnace together with lime and sent progressively through the rotary kiln, its temperature and gas atmosphere can be regulated # - s-. lee = ewwähn: 6- en-D-
r
_-- 9 # _, - @ -, _ - @ - '- That from the exit of the furnace. .
i Y - .L 17T. -
. by
. The reduced salt product obtained is then, @zB -r .-- ij -; - jars
with
duzch .. @@ asser, cooled down. The excess reducing agent
.will, for example; by sieving, separating treatment and / or magnetic
table separating separated. The * obtained magnetic material
rial then toss, $: B. by grinding in a ball mill, -zero-
kleinert 'and the powdered material then magnetically or
in a different way, depending on the physical properties
of the '' material,, separated. Mn uses several grinding stages,
generally four or five ,. in 'the following experiments -, -
.as well as magnetic separation. The final concentrate of metallic -
saw Lisen in norm of a pulp of finely powdered partial
marring, is dehydrated and pressed into briquettes under pressure. .
Because nan @ adds salt according to the invention, a much larger
, rer part of the Haterialg due to the friability on a partial
size of less than 0.074 mm for a given mowing.
ground as if "with the same starting
,. _,. _
material, but without adding 'salt, perform the same procedure through =
leads.
Dao is metallic, end product in briquette form.
. - Siemene - ?: Iartin-Yer-
a. susDrawn charging material_for -the drive
- or electrical furnace melting, so that one
proper process the blast furnace stage - the usual steel
can handle work processes.
In the manner mentioned above, a series of tests was carried out with
-Big-: ieam-Lrz 'carried out by the following typical analysis
leads: - . `. - - -
. - -. . . ". Percentage t
Total iron ".---: _ .- -, - -.--:.: - 34.6 -
27j5 A120.00
"OaV - - =, - -., ..- _-r
Mao
4..
.. - '. @ -. -. . . _- ._, 09 1
. ... _-. '. - -. . .0901
298.
0
The results of a first series of tests are carried out
shown in 'the following Table I, where -Big - Seam-1rz
without addition of salt: at. the one attempt with the designation 27- £ 34
.and with 1% addition of sodium chloride "in the other two, in the
Experiments shown in the table, denoted by 27-S6 and 27-92
are,. was used.
- - Table I -
: .- -
Concentration Values - Big Seam Ore
Attempts - No. 27-8 2-86 -: 27-92
Reduction conditions
Temperature (* 0) 1.1 010. ,. -. 1010 - - - _-- 1013
Time (hours) `7.0: - 793. @ 7.5
extinguishing temperature (° C) - - -. . . - @ 595 555 - - 595.
Addition no,, 1A Nagl _- 1 Na (3l
Metal ionization 91.6 -; 95.5. --.... 9094
I.Ialllarbeits,; anr, (hours) _ 1,1 9.2s2 . 191 9292 -: 1,1,2,2
Jeffrey -ndkonzvntration-
; @ Total iron. '-,: -. 90.0 - .. 92p6 - - 93,
metallic bison., - _. -. 86; 2 ». 9095 ---.- 90s5
Metallization .- 9528 90.1 - - .97.1
N calculated. Gait 8.9 6'0.
JG Si0 2 2996 - ... .290 294
p Geoamtkohleot-off -. ! D, 51 .; 0.12 0.16
, @ Total amount 93.0 9292'- 92.5
Green density xx '- 4.52. 4.07 4973
Green strength xx -. 1185.0,. @: @ 2500.0 -; 1550.0
% under 0.044 mm "7.3,76 81-, 36? 0.36
Davio pipe recovery value:: '- -. - - ... . . . .
xx 'In 2-label form ...
All of the above attempts were made at. a maximum shift
.-, temperature -of .about -1010 - ° C. At all. Before-
-Search was level-ground and concentrated. -The-I number-
. intervals were 1: tunde'®` 1 hour, 2 hours and 2
. Hours for a total of 6 hours. * The concentration followed
after each payment level. The nitrium chloride was- at the .pre- .-
also 27-S6. added by first drying the ore
. and then with a sufficient amount. aqueous BalzlS-.
: .aung = was moistened so that -1% sodium chloride in the ore -
war® In experiment 27-92 the salt was added by adding
- the .hraktion with a particle size below 3.4. mm with 1 g @ -
_ Sodium chloride was polluted, 1-j4 sodium chloride to '
the acti®n with a particle size .above 3.44 mm- given.
, was made by spraying with saline solution .and then -the at ---
the 7ractions mixed. - -. . - - @ -. -. . -
From the above values it can be seen that the addition of 1
. Salt to (one
of more ale 4 j4 metallic
._ -sohem iron led, - that much less impurities
contained, as 9 @ L #, if you omit the salti gangue, SiO2 and
In any case, in the case of the salt-treated
th material is much less available. The '° Grün @ -
.- Tensile strength #! of the end products in briquette form
. is much higher with the metallic @ iron, "that one".
@, ouch with .. courtship treated ore wins. ..That. shows such. the
. greater purity
Salt treated ore. .
The @ following table-II shows the results of a @ wide-
Iren,; at a maximum layer temperature of 1077 ° 0
@Dur ched Verauc4reihe with Big Seam ore, but with
1.5 % addition of sodium chloride to those with .205-79, .191-36 and
191-34 denote fersuQhen; both attempts 191-21 and
No salt was added to '-158-9. The ore was on a
-Particle size less than 12.7 mm coarsely crushed and. "
put on a l'elletiersoheibe, .. so that from * the fine
Particles iWrner of 3 mm were produced. -While-. the.
Pelletization. From the material for. that -ver- with the addition of salt
bound, attempts became-the ä, laterial. with a. aqueous -. .
Salt 18, eung .sprayed *, - so -that ..1,5 r @ - Salt- iä Erävorhanden.
_ Table 11 -
' Concentration values - Dia-SeaM ore
158-
Veisucl @ s-Twr. . 205-7._9 1 @ I-- 4 121-3 6 191-21
Zueatz J 1, 5; iya0l - '1, 5 11a01 1,5 * 11a01-- no _ lein
Man larboitsgang, hours .e1,1,2,2 1 / 2,1 / 2, 1 / 2,1 / 2, 1st, 1,2,2 1 , 182,
_, - ..2t2 ... 2e2-
-42 '_ - -
, @ G @ Samteisen , 35 -'- . 44.02 47.07 .. 54.3. . .47.4
fJ metallic iron 39.16. 40, 9 1 _ 44.15, 48.2. 4396-
; j1 Lethalizierang - - 92.5. '92.9. 93.8 88.8 g 2.1
@ 'art'. - '51 5
@@ calculated Gante `. 56.7 55.2-52, .1. 4490 '
. .
J 'rev final concentrate
e ff
Total iron '. 94th, 15 93.72 ^; 94.00 _ .. 93a1. 91.9
N -metallic ropes s Lisen -, 91936 91.09 . , .91 "64. 90" 8.- . 88r0
. > Metallization type '-' 97.0 .. 97.2 - 97 ', 5:. ... 97.5 e, - ..95.7
calculated GanL i @@ . 5.1 5.5: -. 5.3. .6.2., 7.0
riof silica. 2819 2s36 .... 2.32. 2.27 2.6
. ; 4 total carbon @ 0945 0925 0:36 .. 0908 . - 0962
. i @ Bchi @ efel - ' 0903 - 0903 0902 0904 - -
'Loss of hydrogen.' 1t54 - ... 1, 32..0e98. . ".. 1, 77. 1 $ 80
gö Gesanteisenverammlung ". 93.9 .. 9399 '. @ - 93.2. 8990' . .86.9
below 07 044 mm. . , - 85j68 80274,. 79t00 64o32. 88204
Green density,. 4.77 "4.94": 4.87 4.91 -_: 4.28
. Green strength I 742. 1 271. 1263. ° 1286. 100
Davis cane concentrate - ". - -
Total iron 94,03: 94,47. . @: 94.50 ': -. 94 90 - 92y7
; "metallic one... 91.92 e 92.25" _ 92.27 910 - '89.4
; ö metallization art. . .. 96.9. 97.7 '; 97.7. :: 97p0.- 1 9694
J re.ehnete @ang . 4.3 499 499 _,. 5.2 "6.4
; i total iron extraction .. 94.7 93., 4. 95.5. -89, p. .95.6
Note: Maximum roasting temperature 1077 ° 0, in all experiments.
In Table 11, the recovery percentage, an_metalli-
shy iron as well as. also in the table T table
in the case of ores treated with salt, considerably larger and
also the level of impurities. less. :. -
It is: Reference is now made to the accompanying drawings,
17rch `
the. the reduction of big-seam ore in a B & e furnace of
2.3 m concern. FIG. 1 shows experiments 19'l-34
. (Curve A) and 199-36 (curve B) the percentage metallization
the battle of the heart in the rotary kiln against time; Figure 2 shows
. Ü @r P. @ '!
the layer temperature of the ore-Kokp-filling in the R4 "furnace
against the time, in these attempts. Figure 1 also shows
for comparison purposes the percentage metallization against
the time for an experiment labeled 26-1Lf (curve C),
who under the same conditions, but without the salt
give, was carried out.,
As can be seen from FIG. 1, the addition does not have any.
-Effect on the rate of reduction of the ore .during
of the main part of the reduction in the rotary kiln. The beginning
bring the implementation to the versahiedenen.Yersuchen not-
Agile time intervals were due to the various
drive up to preheat the ore, the reaction temperature
different in the individual experiments. 'These curves
but after that the addition of galz in the last reduction,
tion stages is favorable) if the diffusion is half-redu-.
.decorated Lrz .'die 'I3eakti®ns @ es @ hwind @ .dkei @ beetetermined, d öh.
,from . about a5..iger metalization. ' until. to 'Meendiaung I der. .
Try, since at this stage the addition of salt is higher:
. heren - Meeallieierungegra * d leads, "without 'the'- reduction time
to expand .. Ä "run for example with the 35% metallization
begins, you can see that only hours to finish the
, Reduction, in the case of the salty ores-were necessary. while
about @ 4 hours for the non-treated- * Rrz- - required wa-.
From the., It can be seen. That the addition of salt is the
Another advantage -has, the temperature of the. most effective ileduk
tion to lower. In the treatment carried out with the addition of salt
the main part of the reduction goes to = 0 to 85 ö im
Temperature range from 952 to 9 & 6g0 before 'aich, while at
the attempt in which no salFf was used, the target ._
part of the reduction at .982 ° C goes before aioh. Vieuiaan the
Properties of dm ° @@ ai ° -i @ '' 9 'with which these experiments
guided. wurdßny and his inclination and '' isen--.
clarsclith -. @ i @ .dea @ considering: 'is obvious. any procedure -
full advantage, the dieeduktic @ nstemperat @@ r_ eenkä @ rö, Y @ nd die
open layer in the fe® state h®fijrdet;
The results of the experiments given above are based on
comparison of the experiments carried out with and without the addition of salt
the following advantages of adding salt: 9 ) a high level of
talliaier un g the yahl loading , so that the whole iron winnings
voltage is greater, 2) a high-metallized final concentrate
higher A engewianuxtg, 3) a ß to 2% lower calculated
Gangue content of the final concentrates, 4) a larger Goasmeleen
Keep in the final concentrate and 5) a lower ef £ octiVe reduction
tion temperature.
In all of the above attempts, the ore was sodium chloride
added. The words shown in Table III below
explained. But also other sodium and potassium compounds
uses WBTde'I @ can.
. v,. ,. . -. . . . Table J
Concentration of C onakry A-Lrz, - -. '
. @. . metallic, with various additions : -.
Reduction conditions "@ 1 @" @ 2
Additional .- 2.5ä 2.5% 2t5 295% 2.5 # a, 295%
.. '. '-. . Naal K2003 KOH "-> NaOH KCl Na 003
Type of addition-- @. . The additives were shaken with the wet ore,
Size of the ore. ". C3.2 mm, # 3.2 mm 0.2 mm @ <3.2 mm i 3.2 mm <3.2 mm
Time at the be-- - 6 hours;.: ... 7 hrs. 7 hrs. "@ .7 hrs. Y 7 hrs. 6- hrs.
relevant temperature, - -: ..
'temperature 0 0. . . : 1000 1000 - 1000. 1000 ,: 1000. .-1000
Feeding to the ". - - _
Concentration total iron ». .. 73 s 6 0. . :. & 5.4 ..- 63 8 @ -. 63 9 g jo 6491% '.. 77.9iü
T @ 2metallization art @: 92v2. ' - @ - 94.3. @ - '90a4 84t589 9 7 89.5
Calculated Gang@-.24, 8 - @ .- 33., 5 349-6- .. 33.4 3490 1998
.Concentration of
1st stage - , . . .-,. _. "
Total meal 1/2, sticks.
Overall. ' e, rt 9090.- . 7794 '. - 77.1.; ".75.4ä - 892 0 1. @. 86.1g!
`Calculated Ganguep = RH 3.9. 21.3 20.8 °. 22.3 91.8 1199
. below 0.074: mm, "" 95.7 '66 .5. 7784e .80,0: '93, 7: .64t5-
The above values show that the addition of ICaliunchlorid
that of Na trium chloride with the same addition in -weight-c,
.- is substantially equivalent to *; - you also get good results
-
result, "" if you use sodium and potassium hydroxide. as. Car
bonate clogs. Sodium chloride is of course the preferred
.Addition, because: it is cheapest and also ".- as from.der table`
emerges. on the effective devices -is. The test values .: show
.
.
ii the beneficial results of the present invention
by adding inorganic sodium and potassium salts
and -baren are obtained .. "- '- -,"
Reduction tests are shown below, which were started with
Salt addition with various other non-titanium ones
Ores carried out; from this go the cheap ones
'Such ores obtained as a group' results.
) 3eiepiel- 1 - .-. - - "-,
A French ore was used in this experiment,
which contained a lot of bound *% Yasser and little aluminum;
.it
Composition: @ - '_ -
35.2
bineonly bivalent. Bisen (reohnet..as re0)
10.2
Sio2 5.5
296
Al. (calculated as A1203)
@,
Ca (calculated as 0a0..... - ',: - 11, 0 i
Mg (calculated as Ng0) 192
Carbon (calculated as @ ; .EI Q2) - "'6.9; @
Titanium. (ßereeh et a # s Ti0 @ # '. - - 0', 3 @ #
'Burning loss due to chemically bound, water) 24, U; @
The ore was used in the form of particles under 12.7 mm;
the reduction was priced at the rate - in a muffle furnace
leads; then 8o "was separated and, concentrated as
.. as discussed above with reference to Table IV. The re-
production time: .was about 4 to 4.1 / 2 hours. and- the tem-
temperature 150 ° C both with, the reduction with and "auoh without
.2 @ 3 i Additional salt -The results of the first Mahlstufg wa- ,.
ren
g '-. -.:. .-,,. . ;. ..,
. . .. -. -:. Sample with salt. 'Sample without salt
. ... ..-:. 't. _ - Not- :. . . . Not-
. T, agneti- magne- .- - 'Magneti- tnagne-
. -,. - shes conical :. sches Kon-. tables
Zentratma -._ Dtate-. ": - Zentratipa- Mate-
. - - '. - .terial - 'ria- `: terial - ria.
Overall own. .`. -: 7799, '.. 4.0 7 2a0 -:, -. - _ 12 9 6
Relative weight .6790 r - 33, 0 .., _ _. . 8090 -. -.-: '20, f 0.
Iron Extraction, 97.1 2.9 93d0- 492
.
._ unt he 'D @ 074'mm. ... 9, - -about * - 100- '.7090- _- 16--
The mägnelmisehen actions of- each -the two upstairs- '-
then ground and separated again in four total stages; .
so a product was obtained, on it - (expressed -as jo from me-
granular iron in the magnetic Xonzeintrat) in the coarse,
`-
which contained no salt, -B1,1 # - and in the sample, the salt
contained "- 93.2 i @ .contained" The experiences show that the
eel-containing 'sample, considerably more friable than thrown from the--
Significantly larger because of material under * 0.074 mm.
goes, obtained-in-the-first grinding stage; aside from that
an end product of much higher quality could be obtained
which, if one used salt, - as. without-salt-addition-to the ore.
Example 2 :. . . . , _ -
This example explains the = applicability of the salt addition
driving towards the treatment of a material other than a "na-
..türliohes ore. A so-called "sinter mass" was treated,
i.e. a grinding of ferrous material of the following
sant composition: "... _ ._.,,
Total iron _- _. ". 28.2 ö
(including "two-grade ferrous (calculated as. Fe0)) 1-, 9 Al (calculated as A1203). _ @."; -. -. __ .. .. _ 6.6%.
Si02 ..,. . : ".., ... 16.2; o
. Ca (calculated as 0a0) 15p2 ätg (calculated. As mg 0) ", ..:..... - .. _. 11.3 p
.Carbon .. (calculated as C02) .. 0, g
. U (calculated as TiO2) "- - 0.9 p
. Burning loss (corrected for chemically bound water) '16, 6.ö
This material had a particle size of less than 12.7 mm at 100 μm.
It was exactly as in Example 1 with. the following exceptions.
treated .: In the present case, the initial reduction
Time for approaches without and with 2.5% addition of salt 7 hours and
the temperature '1050 ° 0; - In addition, the 'sample without salt addition was
be reduced for a further 4 hours at 3075 ° 0; --- because the
.had .experience .shown. that otherwise the percentage ketallization
is relatively low. By both. Samples of this special material
as if the varnish came in, an initial temperature of ',
107500 or higher temperature was used; therefore was
de the temperature ao I. selected, that contamination was avoided xi,
and the time was chosen as was necessary to a-
.. a favorable reduction in the temperature used
'.reach. After the first stage; about half an hour grinding
only 64.0% of the iron was converted into metallic iron,
that was present in the magnetic fraction (the magnetic
cal fraction was obtained from the non-salt containing sample
.. '); in the salty sample, - 2.6% were converted.
been. After a total of four stages of grinding and magnetic
Separate as mentioned above, Zagen in-the salty sample.
90.5 #o of the "present iron as metallic, Lisen. Before; in
the-not-: salty sample only lay. 78.8 generally in metal form ".
before r .
.. @ 3ei diel @ - '-'.
A kuban latterite ore was used which
about 40 to 45% rieen (calculated as such), .4 to 5 i "
Al205 -and-contained about 10 chemically bound water.
. Alla's iron was in the form of Pe205 and was likely
Also present as hydrated oxide
"'A considerable amount of nickel and cobalt and_ was initially
-to extract these two elements with sulfuric acid-
leaches
leaches
When examining this material for the applicability of the
_ peeled
present invention was .eine, first sample izr- @ er ä =
(Before this stage of the procedure, it was in very
.: fine particle shape as a result of leaching),. then both
.1095 ° 0, roasted mainly to remove sulfur,
there is a significant amount of sulfur at this stage of the process
was present in the material; the balls obtained were then
#t splash water moistened so that after drying out in
..the balls.a sodium chloride content of 1.5% by weight
was dealt. These balls were then reduced - and the re-
'.ducted material of a concentration (first stage)
throw, @ where first crushed, and then magnetUeh
was separating. The concentrate of the first stage showed that -
'. the total iron content of the Kontentratmaterigl without salt
Gabe was 85.7; that of the balls to which salt was added
was 88.9%. An @ even bigger difference
was below 0.074 mm for the proportion of concentrate material
Particle size determined because the content in the concentrate
material from the balls to which no salt was added,
dece ;; & - 6ee & ea _ .. @. @ e ey -. - was 7295 % of the total; .
the extracting number in the case of the concentrate material from the
gels to which salt, as previously mentioned, has been added,
. was 86.4 9 @. . :. .- -
As a separate couple, some original cousins were
gels roasted at 115,000 , being a much harder and firmer
Kugelart and also a be.ssere@sulphur removal during roasting
would receive. Attempts were made again after reducing
.and magnetic separation carried out in order to determine the total iron content in the @
Concentrate of the first stage from. The balls to be fixed.,
to which .no salt had been added, and from -the balls,.;
to which 1.5 salt had been added; the numbers were in,
this fa11.82,8. or. 83.6%. @ Similar attempts were made, such as
.above .mentioned, carried out in order to
.materials below 0.074 mm particle size from these, at high
, Temperature of roasted balls according to the concentration of. he-
first level to be determined, with the proportion. of .material and
ter-- 0.074. mm. from the non-salty concentrate 3199- @
was, while the corresponding number for the, balls,: those.
Salt had been added, was 44.0 L., °. :. ._. . -
The reconciliation results show the improvement mentioned above,
which, when sodium chloride is added, lead to numerous
ores and other materials containing iron oxide were obtained;
Salt additives of various percentages - for broad and heavy
preferred areas were mentioned. _ ..-, - -. ._. . _.