Évolution de la fabrication du fer dans les hauts fourneaux

Évolution de la fabrication du fer dans les hauts fourneaux

L'origine de la première fusion du fer est dissimulée dans l'histoire non enregistrée de la civilisation humaine. La première preuve d'outils en fer utilisés dans les temps anciens vient en fait d'Égypte où un outil en fer a été trouvé dans un joint entre deux pierres dans une pyramide. L'origine de nombreux outils préhistoriques en fer était probablement le fer météorique. Le fer météorique contient de 5 % à 26 % de nickel (Ni), tandis que le fer fondu ne contient que des traces de Ni. Par conséquent, les artefacts en fer fabriqués à partir de météores peuvent être différenciés des objets en fer fondu.

Il y a plus de 4 000 ans, les gens ont découvert le fer météorique. Mais il a fallu encore 2 000 ans avant que la production de fer à partir de minerai de fer extrait ne commence. Les premières découvertes de fer fondu en Inde remontent à 1800 avant notre ère (avant l'ère commune). La fonte du fer aurait eu lieu chez les Calybes d'Arménie, sujets de l'empire hittite, vers 1500 avant notre ère. Lorsque leur empire s'est effondré vers 1200 avant notre ère, les différentes tribus ont emporté avec elles le savoir-faire de la fabrication du fer, le répandant à travers l'Europe et l'Asie. La connaissance du travail du fer dans toute l'Europe et l'Asie occidentale est finalement attribuée à cette source. L'âge du fer a commencé avec la découverte de la fonte du fer.

Début de la fonte du fer

Comme pour la réduction des minerais de sulfure de cuivre, la première réduction de l'oxyde de fer était probablement accidentelle. Ce sont les pouvoirs d'observation qui ont conduit ces anciens métallurgistes (qui étaient les mineurs, les chimistes et les technologues de leur époque) à réaliser que le fer pouvait être produit dans de simples fours par réduction directe au carbone (C) du minerai d'oxyde. La première représentation enregistrée d'un processus de fusion a été trouvée sur le mur d'une tombe égyptienne datant d'environ 1500 avant notre ère. (Fig. 1) Ce processus était une simple fosse avec du minerai et du combustible inconnu qui avait intensifié le feu grâce à l'utilisation de soufflets actionnés au pied. Au cours des 3000 années suivantes, les techniques de production de fer n'ont pas changé de manière significative avec l'éponge de fer produite par réduction C des oxydes et des produits de fer obtenus en martelant l'éponge.

Fig 1 Processus de fusion du fer représenté dans une tombe égyptienne

Les minerais d'oxyde de fer sont présents dans de nombreuses régions de la planète Terre. Ainsi, à peu près au même moment où la réduction des minerais de fer avait lieu en Égypte, elle se faisait également dans d'autres régions. L'Inde, la Chine, l'Afrique et la Malaisie ont servi de sites pour ce développement initial des pratiques de fabrication du fer. Il est peut-être significatif que les fours développés dans ces pays étaient tous assez similaires. Il y avait des différences de forme et de taille, mais les fours étaient fonctionnellement identiques. . La réduction chimique en fer s'est produite sans fusion, et le métal résultant était relativement pur et doux et était appelé fer forgé. Il pouvait être martelé en formes utiles. Des lances, des pointes de flèches, des poignards et d'autres outils et armes pouvaient être fabriqués à partir de ce fer forgé.

Pendant environ 2000 ans, jusqu'à la fin du premier millénaire de notre ère (ère commune), le fer a été produit dans de petits foyers locaux par le processus de "bloomery". La taille de ces structures n'est pas disponible dans les fouilles archéologiques mais une reconstruction moderne d'un four de floraison avait des dimensions internes de 300 mm de diamètre. x 1000 mm de haut. Dans le processus de floraison, un foyer a été construit et on y a placé plusieurs couches de charbon de bois et de minerai de fer jusqu'à ce qu'un monticule soit produit. Autour de ce monticule a été construit un carter d'argile et de brique laissant un trou en haut pour les gaz d'échappement et un trou en bas pour un souffle d'air produit par le fonctionnement des soufflets. Le charbon de bois était alors allumé et le soufflet fonctionnait jusqu'à épuisement du charbon de bois. Le boîtier a ensuite été ouvert, et si le processus s'était bien déroulé, il y avait un tas de fer spongieux et une flaque de laitier. Le fer spongieux chaud était battu au marteau pour produire une billette de fer ou des produits en fer. Les réactions qui se produisent lors de la fusion dans le processus de bloomery sont décrites ici. Le feu de charbon de bois a produit du monoxyde de carbone (CO) et la chaleur a chassé l'eau du minerai de tourbière pour produire de l'hématite. Le CO a réduit l'hématite en oxyde ferreux, la wüstite. Le CO réduit ensuite la wüstite en fer élémentaire. La réaction n'est pas allée jusqu'au bout; il a procédé à une position d'équilibre et ainsi le gaz résultant était un mélange de CO et de dioxyde de carbone (CO2). Cependant, la wüstite pourrait également réagir avec n'importe quel sable pour produire de l'olivine de fer (fayalite), qui est le principal composant du laitier produit. Cette fayalite était une impasse en ce qui concerne le processus de fusion car elle ne pouvait pas être réduite en fer élémentaire dans les conditions du four. Le fer produit avait un point de fusion d'env. 1 540 degrés C, alors que le point de fusion des scories était d'environ 1 100 degrés C. Les températures atteintes étaient suffisamment élevées pour faire fondre les scories, mais pas assez pour faire fondre le fer. Le procédé fonctionnait assez bien, même si les scories restantes contenaient encore beaucoup de fer, souvent jusqu'à et plus de 60 % de FeO (oxyde ferreux). Le laitier était de deux variétés, étant en partie de la nature poreuse ouverte des scories de minerai de tourbière, et en partie compacte, dure et très infusible, comme obtenu à partir du minerai de fer rouge.

Développements dans le processus de fabrication du fer

Des améliorations ont été apportées à ce premier processus de fabrication du fer en garnissant le trou de fusion de pierres ainsi que de boue et en utilisant des soufflets en bois et en cuir (Fig 2). En Chine, l'utilisation du fer est apparue vers 600 avant notre ère, se répandant largement au cours de la période 403 avant notre ère à 222 avant notre ère. Les Chinois ont développé une technologie de fabrication de fer supérieure et le fer liquide a été produit dès 200 avant notre ère sur la base de la découverte d'ustensiles en fonte. Les écrits anciens en Chine et en Inde font référence à la fonte du fer. D'autres artefacts comprennent des épées, des haches, des faucilles et des houes. En 310 CE, une quantité suffisante de fer pouvait être produite pour permettre l'érection des célèbres piliers de fer de Delhi et de Dhar en Inde. Le pilier en fer forgé de Delhi mesure 18 m de haut, 410 mm de diamètre et pèse 17 tonnes. Au Japon, le procédé traditionnel de fabrication du fer et de l'acier connu sous le nom de «Tatara» n'a été pleinement développé qu'au XVIIe siècle de notre ère. En Amérique du Nord, en Amérique du Sud et en Australie, la fonte du fer n'était pas connue des anciens habitants. La technologie de fabrication du fer a été introduite dans ces pays par les Européens.

Le processus de fabrication du fer développé autour de la mer Méditerranée s'était propagé vers le nord à travers l'Europe. Les Phéniciens, les Celtes et les Romains ont contribué à la diffusion de la technologie de fabrication du fer. L'une des techniques de fabrication du fer diffusées par les Romains jusqu'en Grande-Bretagne au nord était le premier four à cuve ou à cuve. Ce four se composait d'un récipient en forme de bol ou d'un puits cylindrique de 2 m de haut encastré dans le flanc d'une colline. L'air utilisé pour attiser le feu à l'intérieur du four était fourni par une ouverture construite près du fond du bol qui faisait face au vent dominant. Le four était rempli par l'ouverture supérieure de couches de charbon de bois et de minerai de fer qui étaient enflammées par l'ouverture inférieure.

Il existe deux théories sur la façon dont la fonte du fer a été entraînée, l'une selon laquelle le vent soufflait à travers l'ouverture inférieure fournissant de l'air qui chauffait le processus et l'autre selon laquelle le vent soufflait sur le dessus ouvert, créant une zone de basse pression le long de la paroi avant intérieure. qui aspirait l'air par l'ouverture inférieure (Fig 2). Dans les deux cas, le processus dépendait du vent et n'était pas fiable tout au long de l'année. Le produit était à nouveau une masse de fer spongieux, qui a été retiré par l'ouverture inférieure, puis martelé dans sa forme finale.

Un autre type de fonderie de fer ancienne était le four à ruche (Fig 2). Ce four a été construit sur un terrain plat en empilant des couches alternées de charbon de bois et de minerai de fer. Le monticule était recouvert d'une épaisse couche d'argile et des sarbacanes reliées à des soufflets étaient insérées à travers les parois latérales inférieures. La couche inférieure de charbon de bois était enflammée et de l'air sous pression était fourni par le soufflet. A l'issue de cette coulée de type batch, le dôme d'argile s'est effondré. L'éponge de fer produite était extraite du four de la ruche démolie pour être martelée. La production dans ces fours était de petits morceaux de fer et le four de fusion devait être démoli et reconstruit après chaque cycle de production.

Fig 2 Premiers processus de fabrication du fer

Ces types de procédés de fabrication du fer ont été utilisés pendant plusieurs centaines d'années jusqu'à l'ère moderne sans grande amélioration. Puis environ au VIIIe siècle, une petite forge opérant dans les montagnes de Catalogne, dans le nord-est de l'Espagne, a représenté l'une des premières avancées métallurgiques importantes dans la fabrication du fer. La forge catalane primitive (Fig 2) avait une coupe en pierre appelée foyer, d'environ 910 mm de haut et 760 mm de diamètre. À une courte distance au-dessus de l'avant de la base se trouvait une petite ouverture qui permettait d'installer une buse connue sous le nom de tuyère. La buse de la tuyère était reliée au soufflet pour l'alimentation en air. Le foyer était rempli jusqu'au niveau de la tuyère de morceaux de charbon de bois. Ensuite, le minerai de fer a été placé au-dessus de la tuyère et plus de charbon de bois a été déposé au-dessus du minerai. Le charbon de bois a été allumé et l'air du soufflet a poussé du CO chaud sur le minerai, ce qui a réduit le minerai de fer en une masse de fer chaude et grumeleuse. La masse de fer connue sous le nom de bloom pouvait peser jusqu'à 160 kg et pouvait être retirée du foyer de la forge avec des pinces sans détruire la structure en pierre. Cette quantité de fer pouvait être générée en 5 heures alors que les technologies précédentes ne pouvaient produire qu'environ 23 kg en 5 heures. La forge catalane a été agrandie au cours des 200 années suivantes et son utilisation s'est répandue en France, en Belgique, en Angleterre et en Allemagne. Les dimensions du foyer sont passées à 1 m² et ont été construites en blocs de pierre rectangulaires. La quantité d'air délivrée par la tuyère a également été augmentée grâce à l'utilisation d'un aspirateur d'air appelé "trompe". Lorsque l'eau tombe à travers la colonne trompe, l'air est aspiré dans le tube puis expulsé au fond de la boîte. Lorsque cet appareil a été incorporé dans la forge catalane, la pression de l'explosion à travers la tuyère était de 0,10 à 0,14 kg/cm², ce qui était bien plus que ce qu'un soufflet à main ou à pied pouvait produire. Cette pression de souffle supplémentaire a accéléré le processus de fusion et augmenté la production.

Du Xe siècle au XIVe siècle, la forge catalane connaît une nouvelle évolution. Les soufflets actionnés à la main ou au pied ont été remplacés par des soufflets actionnés par une roue hydraulique, ce qui a augmenté le volume et la pression du souffle d'air. Ensuite, il y a eu des tentatives pour capter la chaleur résiduelle de la cheminée de la forge en augmentant la hauteur de la cheminée et en chargeant du minerai de fer et du charbon de bois du haut de la cheminée afin que le minerai puisse être préchauffé. Ces fours avaient une cheminée en maçonnerie de pierre de 1,8 m à 4,8 m de hauteur. Les hauteurs des piles et, par conséquent, les hauteurs de la charge de matières premières pouvaient augmenter en raison de la pression plus élevée de l'explosion qui pouvait être forcée vers le haut de ces piles à partir des soufflets actionnés par la roue hydraulique.

Le four Stuckofen (Fig 3) qui était le plus haut avait non seulement une cheminée de 4,8 m de haut, mais aussi un changement dans la géométrie de la cheminée. Le four prenait la forme de deux troncs de cône reliés au diamètre le plus large. Deux tuyères sont devenues la norme depuis que la roue hydraulique entraînait deux soufflets, l'un d'eux étant constamment comprimé pour produire un souffle. Il y avait une ouverture au fond du four pour aspirer les scories mais il fallait enlever la pierre pour extraire le produit final qui était encore une fleur de fer pesant environ 318 kg. Le four Stuckofen pouvait produire 100 à 150 tonnes en un an, ce qui dépassait la capacité de production d'une forge catalane. Un sous-produit de ce four était le fer liquide. Parce que le minerai de fer avait un temps de séjour plus long dans le four pour subir des réactions chimiques et être exposé à des températures plus élevées, le fer pouvait absorber plus de C, ce qui abaissait le point de fusion. Lorsque le bloom a été retiré du four, cette fonte liquide a également été retirée. Au début, il était considéré comme un inconvénient car il était trop cassant pour être travaillé au marteau. Dans certains cas, il a été rechargé dans le four ou même jeté comme déchet. Le four Stuckofen est considéré comme le précurseur du haut fourneau moderne (BF). Il a ensuite été modifié pour devenir le « Blauofen » (four à soufflage) qui était capable de produire soit du fer liquide, soit du fer spongieux de qualité forgée à la discrétion des fabricants de fer. Ce changement de produits souhaités a été accompli en changeant la quantité de combustible chargé de 10 % à 15 % et en abaissant la position des tuyères de 500 mm et en les poussant plus profondément dans le four. Au XVIe siècle, ces fours mesuraient 6,7 m de haut et pouvaient produire environ 1,8 tonne de fer par jour avec un taux de combustible d'environ 250 kg de charbon de bois pour 100 kg de fer produit. Ces fours avaient une durée de vie d'environ 45 jours.

L'étape suivante dans la conception du four pour produire de la fonte liquide tout le temps était le "Flussofen" (four à flux). Le développement du Flussofen ou premier BF a eu lieu au 14ème siècle dans la vallée du Rhin et les régions adjacentes de la France, de la Belgique et de l'Allemagne. Cependant, avec un changement dans la technologie de la guerre ainsi que dans la fabrication du fer, la coulée de canons à partir de fer fondu est devenue l'industrie dominante plutôt que le forgeage d'épées à partir de fer spongieux. Dès 1300 de notre ère, les fabricants de fer cherchaient activement à produire de la fonte liquide pour couler des armes à feu. La première documentation fiable d'un BF connu est en 1340 CE lorsque le four à Marche Les Dames, en Belgique a été construit. La propagation du Flussofen ou BF a été relativement lente. Les nations continentales d'Europe ont le mérite d'avoir pleinement développé le BF à partir de la méthode primitive de production de fleurs de fer dans une forge catalane. Le BF moderne est un four à cuve qui a progressivement évolué à partir du Stuckofen et du Flussofen.

Fig 3 four Stuckofen et four à charbon

Évolution du haut fourneau à charbon

Les BF au charbon de bois (Fig 3) développés en Europe continentale se sont rapidement répandus en Grande-Bretagne où s'est produite la prochaine évolution de la technologie de fabrication du fer. Un BF construit dans le Monmouthshire, en Angleterre, en 1565 de notre ère, fut le premier four construit dans la forêt de Dean, qui devint un important centre de fabrication de fer. Ce BF mesurait 4,6 m de haut et 1,8 m au bosh, le point le plus large à l'intérieur du four où les deux cônes tronqués se rencontraient. En 1615 de notre ère, il y avait 300 BF d'une moyenne d'environ 2 tonnes par jour et par four. Le taux de croissance était si rapide qu'il avait causé une déforestation totale des terres pour la production de charbon de bois. Au cours des années 1600, des restrictions légales ont été imposées pour protéger les forêts restantes et de nombreux BF ont été fermés.

Le premier BF construit en Amérique du Nord était à Falling Creek, Virginie en 1622. Ce four n'a jamais été mis en service car tous les ouvriers de l'usine ont été tués et les forges ont été détruites par les Amérindiens. Le premier BF à charbon de bois réussi en Amérique du Nord était à Saugus, Massachusetts , à partir de 1645. Ce BF avait une pile de 6,4 m de haut avec les murs extérieurs inclinés vers l'intérieur à mesure qu'ils s'élevaient et 7,9 m carrés à la base. Le four était fait de granit et d'autres pierres locales collées avec un mortier d'argile. Il reposait sur un terrain plat dans lequel un système de drainage souterrain avait été creusé pour se prémunir contre l'humidité à laquelle l'eau qui entraînait sa grande roue à soufflets le rendait particulièrement sensible. Le BF avait une pile avec à peu près un intérieur en forme d'œuf et dont le diamètre maximum connu sous le nom de sommet du bosh était de 1,8 m. Le bosh, qui descend en pente, supportait la charge de minerai, de fondant et de charbon de bois. Un creuset carré appelé le foyer se trouvait sous le fond du bosh et était tapissé de grès (Fig 3). Il y avait un mur intérieur avec du sable, de l'argile et des gravats entre le revêtement intérieur et la maçonnerie extérieure qui servait de coussin pour la dilatation et la contraction pendant les cycles de chauffage et de refroidissement. Il y avait de grandes et profondes arches dans les deux des murs extérieurs. À travers la plus petite arche passaient les nez des deux soufflets de 5,5 m et les deux tuyères, qui délivraient le souffle dans le BF. Sous la plus grande arche se trouvait la zone de travail du foyer et du sol en fonte. Le creuset ou foyer servait de réservoir pour la fonte liquide. Le foyer mesurait 460 mm de côté à la base mais s'élargissait à 530 mm lorsqu'il atteignait sa hauteur totale de 1,1 m. Une projection de sa partie inférieure, appelée l'avant-foyer, se composait de deux murs et d'une pierre forestière ou barrage. Au-dessus, et en retrait du barrage, se trouvait un mur-rideau en pierre, appelé le «tymp», dont le bord inférieur descendait plus bas que le sommet du barrage. À travers l'ouverture entre le tymp et le barrage, un opérateur vidait le fer pour la coulée de moules et avec une barre de fer, appelée sonnerie, arrachait les scories collées aux parois ou accumulées autour du nez de la tuyère. Pour la protection contre l'usure de telles opérations, le tymp et le barrage étaient gainés de plaques de fer. L'élimination des scories a été accomplie en ratissant le matériau liquide sur la pierre du barrage à un endroit appelé l'encoche de scories. Pour tarauder le fer, il fallait cependant casser un bouchon d'argile inséré dans un espace étroit, appelé trou de coulée, entre l'une des parois latérales de l'avant-foyer et une extrémité du barrage.

Outre ces travaux de maçonnerie compliqués, l'érection du BF impliquait des travaux en bois et en cuir. Entre le sommet du BF et la falaise adjacente courait une lourde structure en bois appelée le pont de chargement. Les matières premières ont été prises dans des brouettes à partir de leurs stocks sur la falaise, à travers le pont de chargement jusqu'au sommet du BF. Sur trois côtés du toit BF se trouvaient des pare-vent en bois, mis en place pour fournir un abri sûr aux opérateurs chargeant les matières premières dans le trou de chargement qui émettait de la fumée, des étincelles et parfois des flammes. La pile BF au niveau du sol était enveloppée sur deux côtés par une structure en bois en appentis appelée la salle de coulée. Cette structure a permis de couvrir la zone de coulée de tranchées et de moules ainsi que les soufflets. Les deux soufflets étaient entraînés en va-et-vient par un arbre à cames relié à une roue hydraulique de dépassement. Les soufflets étaient dégonflés par les cames sur l'arbre principal et gonflés par des contrepoids constitués de caisses en bois remplies de pierres et montées sur les poutres mobiles qui s'étendaient au-delà du toit de la salle de coulée à travers des trous percés pour les accueillir. Le BF a consommé 3 tonnes de minerai de fer, 2 tonnes de fondant et 2,6 tonnes de charbon de bois par tonne de fer produite. Le trou du robinet était ouvert deux fois par jour et environ 450 kg de fer liquide étaient retirés à chaque coulée. Le fer liquide était aspiré dans une seule tranchée ou versé dans des moules en sable pour produire des produits domestiques tels que des casseroles, des poêles, des plaques de cuisson, etc.

La fabrication du fer au charbon de bois décrite ci-dessus n'a changé que légèrement au cours des 100 années suivantes dans les années 1700. Les cheminées BF ont augmenté de taille et des améliorations ont été apportées à l'équipement de soufflage. Un charbon de bois BF typique des années 1700 avait une taille accrue de 9,1 m de hauteur et un diamètre de bosh de 2,4 m. L'augmentation de la taille du BF n'a été possible que grâce à des améliorations de l'équipement de distribution du vent qui ont entraîné des pressions de souffle plus élevées. La première amélioration des systèmes de soufflage a été l'invention de cuves de soufflage en bois qui étaient soit carrées soit rondes et ressemblaient à des barils en bois maintenus ensemble par des cerceaux en acier externes. Une manivelle excentrique sur la roue hydraulique avait une tige de piston à mouvement alternatif et une cuve de soufflage de chaque côté. Le piston à l'intérieur de la cuve était recouvert de cuir pour former un joint. Alors qu'un piston montait pour comprimer l'air dans une cuve, l'autre piston descendait dans l'autre cuve. Au sommet de chaque cuve se trouvait un tuyau de sortie relié à une boîte de mélange commune qui était toujours sous pression. La boîte de mélange alimentait en air comprimé un conduit d'air ou une conduite de soufflage qui menait aux tuyères du four. Un tube de soufflage typique mesurait 1,8 m de diamètre et 1,8 m de haut, produisant 0,14 kg/cm² de pression de souffle. Le concept des cuves soufflantes en bois a été poussé un peu plus loin en 1760 par John Smeaton d'Angleterre. Il convertit les cuves en bois en cuves en fonte entraînées d'abord par une roue hydraulique puis en 1769 par une machine à vapeur. Le premier BF à utiliser les moteurs de soufflage à vapeur a été construit en Écosse en 1769. L'invention des moteurs de soufflage à vapeur a entraîné des pressions de souffle plus élevées qui ont permis une utilisation supplémentaire des combustibles minéraux (coke et charbon). Ces améliorations des années 1700 ont conduit la production de BF à passer de 3 à 5 tonnes / jour à la fin des années 1700 à partir d'une tonne / jour de BF des années 1600. Ceci, combiné à l'utilisation de combustibles minéraux, a entraîné une baisse rapide du nombre de fours à charbon de bois en Europe, bien que la capacité de production de charbon de bois ait augmenté en Amérique du Nord à mesure que les populations se déplaçaient vers l'ouest où il y avait une grande disponibilité de bois.

Dans les années 1800, la production de charbon de bois a atteint un sommet puis a décliné. Au milieu des années 1800, des minerais de fer de haute qualité ont été découverts en Pennsylvanie et dans la péninsule supérieure du Michigan, qui possédaient des forêts vierges denses. Les BF à charbon construites dans cette zone étaient les plus grandes et les mieux équipées. Ces BF avaient des hauteurs de cheminée de 13,7 m et des diamètres de bosh de 2,9 m. Le nombre de tuyères est passé de deux à trois, une sur les trois côtés du four tandis que le trou de coulée était sur le quatrième côté. L'équipement de soufflage était généralement des cylindres de soufflage horizontaux avec des diamètres typiques allant jusqu'à 1270 mm et des courses de 1,5 m. Des treuils à plate-forme de type ascenseur ont remplacé les ponts de chargement et tous les minerais de fer et fondants ont été pesés dans le cadre d'une charge standard. Le charbon de bois était encore chargé par le volume d'une grosse brouette. Les plaques de coque en fer ont lentement remplacé les piles de pierres de maçonnerie et les revêtements en pierre naturelle ont été remplacés par des briques d'alumine.

L'une des principales améliorations technologiques installées sur ces fours à charbon était l'équipement de chargement. À l'origine, les matières premières étaient déversées dans une pile à bouche ouverte à travers la tête du tunnel. Les opérateurs BF ont réalisé qu'un four à toit ouvert présentait deux inconvénients, premièrement le gaz inflammable quittant la cheminée ne pouvait pas être capturé pour allumer les chaudières et deuxièmement, la distribution des matières premières provoquait des inefficacités de fonctionnement du four. Les premiers efforts en 1832 en Allemagne pour capturer le gaz ont abouti à l'installation d'un couvercle à charnière sur le trou de chargement qui n'a été ouvert que lorsque les matières premières ont été déversées des brouettes (Fig 4). Une ouverture a également été placée dans le côté du four situé au niveau de la cheminée supérieure. Cette ouverture était équipée d'un tuyau connu sous le nom de descente qui acheminait le gaz BF au niveau du sol pour être brûlé dans un équipement auxiliaire.

Le problème d'inefficacité du BF dû au chargement des matières premières nécessitait une solution plus compliquée qui a évolué en plusieurs étapes. La cause de cette inefficacité, décrite par des taux de carburant élevés, était due au fait que les matériaux fins déversés par le trou de chargement au centre du BF restaient au centre du tas tandis que les particules grossières roulaient vers la paroi du four. Cela a entraîné une plus grande perméabilité dans la périphérie BF et ainsi la majorité du gaz et de la chaleur a remonté les murs. Cela a été préjudiciable à l'opération BF car le matériau au centre du BF atteint dans la zone bosh non préparé pour la fusion et en même temps un flux de gaz excessif au niveau de la paroi a augmenté l'usure du revêtement. La première tentative pour résoudre ce problème de répartition de la charge a été l'introduction d'un appareil de charge "coupe et cône" (Fig 4). Il s'agissait d'un entonnoir conique inversé en fonte fixé au sommet du four alimentant le trou d'enfournement. Ce cône faisait environ 50 % du diamètre de la gorge. À l'intérieur du cône se trouvait une coupelle en fonte, qui était suspendue à une poutre d'appui en face d'un contrepoids. La coupelle était soulevée manuellement à l'aide d'un treuil relié au contrepoids. Cet appareil a réussi à capter le gaz mais encore une grande quantité de matériau grossier roulé jusqu'au mur. La modification suivante apportée à l'équipement à cuvette et cône consistait à accrocher un cône tronqué en fonte à l'intérieur du four (Fig 4). Cela a entraîné le déplacement du pic de matières premières plus près de la paroi afin que les particules grossières puissent désormais également rouler vers le centre du four, ce qui améliore la perméabilité centrale et le flux de gaz.

L'étape suivante de l'évolution du chargement, qui éliminait complètement la coupelle et le cône, consistait à suspendre un cône inversé qui s'ouvrait vers le bas dans le four (Fig 4). Ce fut le premier haut BF de type cloche. Cette cloche a réussi à pousser le sommet du mur, ce qui a réduit le débit de gaz autour de la périphérie et augmenté le débit de gaz au centre, mais le gaz BF s'est échappé de la cheminée à chaque abaissement de la cloche. La solution à cela était d'avoir une cloche et un couvercle pour le trou de chargement. Lorsque le matériel a été vidé de la brouette, le couvercle était relevé mais la cloche était fermée, gardant le gaz dans le BF. Ensuite, le couvercle a été fermé et la cloche a été vidée, ce qui a également maintenu le gaz dans le BF et en même temps a donné la bonne répartition de la charge. Les résultats de ces améliorations ont été une meilleure efficacité des réactions physiques et chimiques à l'intérieur du BF, ce qui a réduit les besoins en carburant, augmenté la productivité et diminué l'usure du revêtement réfractaire.

Fig 4 Évolution des meilleurs équipements BF

Au fur et à mesure que la production de BF augmentait en raison de nombreuses améliorations de conception, l'élimination des produits liquides (fer et scories) est devenue un problème. La production de charbon de bois BF avait augmenté au cours de la période d'une tonne à 25 tonnes par jour. Ce tonnage plus élevé ne pouvait pas être traité avec deux coulées par jour à travers une seule tranchée devant le trou de coulée. La taille du bâtiment de la coulée est passée à environ 12 m de large et 21 m de long. La fonderie contenait des zones séparées pour la fonte et l'élimination des scories. Le côté pour l'enlèvement du fer consistait en une grande tranchée appelée auge qui descendait de l'avant du four dans le sol de la maison en fonte rempli de sable. Il s'est ensuite répandu dans deux systèmes de coureurs. Un rail principal sur chaque système était parallèle à la longueur de la salle de coulée. Au fur et à mesure que ce coureur descendait, une série de barrages était faite à intervalles réguliers. À angle droit avant chaque barrage, un plus petit coureur appelé « truie » a été formé dans le sable. Ensuite, hors de cette truie se trouvaient de nombreuses cavités appelées «porcs». Ces noms ont été appliqués car ce système ressemblait à une lignée de porcelets allaitant leur mère (Fig 5). Il y avait plusieurs rangées parallèles de truies et de porcs produits en poussant des formes en bois en forme de D dans le sable humide sur le sol de la coulée. Pendant le moulage, alors que chaque truie et ses porcs étaient remplis de fer liquide, le barrage de sable sur le rail principal a été renversé avec une barre et le métal en fusion a coulé vers le lit de truie et de porc suivant. Il y avait deux systèmes complets qui permettaient au BF d'être lancé plus fréquemment. Comme un côté était rempli de fer liquide, l'autre côté avait ses porcs retirés et les lits reformés.

Fig 5 Lits de porcs dans la fonderie

L'autre côté de la fonderie était utilisé pour l'enlèvement des scories. Les scories coulaient constamment sur l'avant du barrage le long d'un couloir de scories et dans une fosse à scories. Le barrage à scories à l'avant du BF était divisé en deux moitiés, chaque moitié alimentant un canal à scories et une fosse à scories séparés. La fosse à scories était une grande dépression dans le sable avec des crêtes au fond. Ces arêtes servaient de points de fracture au moment de retirer le laitier solidifié. Dans certaines fonderies, une grue en bois de type flèche était utilisée pour soulever de gros morceaux de scories. Si l'opérateur de la fonderie remarquait que la couche de laitier devenait trop épaisse, il plaçait généralement une barre au centre du laitier liquide. Ensuite, lorsque les scories refroidissaient autour de la barre, une corde ou une chaîne pouvait être enroulée autour de celle-ci et les gros morceaux de scories étaient hissés par la grue. Pour l'élimination des scories, il y avait également deux systèmes complets de scories de sorte que pendant que l'un était utilisé, l'autre pouvait être nettoyé et préparé.

L'origine du mot « coulée » est censée provenir de la perception que le fer liquide a été « jeté » du four. L'opération de coulée comprenait deux parties. Dans la première partie, alors que le laitier liquide se formait dans le BF, il flottait au-dessus de la fonte liquide jusqu'à ce qu'il atteigne un niveau suffisamment élevé pour s'écouler entre le tymp et le barrage dans le canal de laitier et dans la fosse. La seconde partie de la coulée consistait en l'évacuation de la fonte liquide de la sole du four. Cela a commencé par arrêter l'explosion, puis enfoncer une barre pointue dans le trou du robinet avec un marteau. Le fer liquide s'écoulait dans l'auge dans chaque truie consécutive et ses porcs. Lorsque le fer liquide a cessé de couler, le trou du robinet a été bouché manuellement avec un mélange humide de sable et d'argile réfractaire ou de sable et de charbon. L'explosion a ensuite été renvoyée au four.

Après la coulée, les opérateurs de la fonderie ont retiré le fer solidifié des lits de porc. Lorsque les porcs étaient suffisamment froids pour être manipulés, ils étaient expédiés. Ce cycle était répété six fois par jour, 4 à 6 tonnes étant produites à chaque coulée. La fonte brute produite était classée en différentes qualités. Le charbon de bois avait une faible teneur en soufre, ce qui a donné une fonte grise résistante qui a été utilisée pour produire des rails et des roues de wagons nécessaires pour soutenir les chemins de fer en expansion des années 1800.

Les BF au charbon de bois ont été abandonnées à la fin des années 1800, car leurs coûts de production n'étaient plus en mesure de faire face à la concurrence provenant des pratiques de fabrication de fer à base de minéraux.

Fabrication du fer à base de combustibles minéraux

En raison de l'épuisement des forêts vierges nécessaires pour soutenir la fabrication du charbon de bois, il est devenu nécessaire de rechercher des sources de combustibles alternatives. Ce combustible alternatif se présentait sous la forme de charbon bitumineux, d'anthracite, de coke et même de tourbe. Le développement de la fabrication de coke et de fer anthracite est parallèle et coexiste avec la production de charbon de bois au cours des années 1700 et 1800. L'utilisation de charbon bitumineux et de tourbe était limitée et n'est jamais devenue un combustible majeur pour la fabrication du fer. L'utilisation de combustibles minéraux pour la fabrication du fer a commencé en Grande-Bretagne, puisque la déforestation due à la production de charbon de bois s'y est d'abord produite.

En 1708, Abraham Darby loua un petit charbon de bois BF dans le Shropshire et en 1709, il produisait du coke. De 1709 à 1718, le coke est mélangé au charbon de bois dans des proportions croissantes dans ce four et en 1718 la BF utilise 100 % de coke. Jusqu'en 1750, les trois BF consommant régulièrement de la coke appartenaient à la famille Darby. L'utilisation du coke s'est propagée au cours de la période 1750 à 1771, avec un total de 27 BF utilisant du coke pour la production de fer. The use of coke increased the production of iron since it was stronger than charcoal. It could support the weight of more raw materials and thus the size of BF could be increased. Coke also improved permeability in the BF, allowing a larger volume of wind to pass through the furnace. This larger volume of compressed air was provided by the steam engine and blowing cylinders.

The use of coke in continental Europe spread slowly. Coke was used in Le Creussot, France in 1785, Gewitz, Silesia in 1796, Seraing, Belgium in 1826, Mulheim, Germany in 1849, Donete, Russia in 1871 and Bilbao, Spain in 1880. In North America, the first use of 100 % coke as the fuel was in 1835 at Huntington, Pennsylvania. However, since 1797, coke was mixed with other fuels in BFs of US.

The efficient use of coke and anthracite in producing iron was accelerated not only by the use of steam-driven blowing equipment but also by the invention of preheating of the air being blown in the BF. In the beginning of the 19th century, it was believed that use of cold blast improved both the quantity and quality of pig iron since it was observed that the production of the BFs was more in winter months and it was erroneously concluded that the lower blast temperature was the reason. But the BF performance improved during the winter months due to the fact that the air was having lower humidity so that more combustion of fuel was supported by a given volume of air blown into the furnace.

In 1828, James Neilson patented his invention of supplying preheated air blast to the tuyeres. The heating equipment was a simple wrought iron box having dimensions 1.2 m x 0.9 m x 0.6 m. This wrought iron box was externally heated. The maximum blast temperature which could be attained with this box was 93 deg C and one box was needed for each tuyere. In 1832, Neilson improved his invention by constructing a larger oven by joined flanges, formed a continuous length of 30 m and provided a heating surface of 22.3 sq m. This oven, which was fired with solid fuel, produced a hot blast temperature of 140 deg C. Since this invention, continuous modification and improvement in the hot blast ovens were made and by 1831, Dixon developed a taller oven with U-shaped pipes that supplied hot blast at 315 deg C. By 1840, about 55 % of pig iron at Great Britain was produced with hot blast.

With the increase in the hot blast temperature, there was decrease in the quantity of fuel needed and increase in the BF production. However the hot blast equipment needed a lot of maintenance. The cast iron pipes supported within a brick oven had different expansion characteristics, which resulted in several cracked pipes. Another issue was that the delivery equipment used for the cold blast, which consisted of solid tuyeres and flexible leather joints between pipes, could not withstand the high temperatures. Another issue with the original hot blast systems was the increased cost of solid fuel to heat the ovens. These issues helped further improvements in hot blast equipment. First, solid fuel used for heating was replaced with BF gas. Initially primitive heat exchanger type hot blast equipment was built on top of the BF and simply used the waste heat to preheat the cold blast running through the cast iron pipes. Then the BF gas from the furnace top was conveyed to the hot blast oven where it was burned to generate heat. This type of hot blast oven became quite complex with numerous rows of vertical pipes. The issue of cracking of the cast iron pipes was tackled by eliminating the pipes and using refractory. For using this method, 2 to 4 stoves were installed for each BF. As one stove was being heated by the burning the BF gas, another was being drained of its heat by heating of the cold blast. In 1854, the Cambria Iron Works was the first plant in the US to use regenerative stoves. The stoves were constructed of iron shells, internally lined with refractory and containing refractories with multiple passages for the blast. A typical stove of this design had 186 to 232 sq m of heating surface. These stoves were representative of those produced by Cowper and Whitwell in 1857. The Whitwell stoves erected in 1875 were 6.7 m in diameter, 9.1 m high and had a total heat surface of 8546 sq m. These were the first stoves to use hexagonal refractory checkers, cast iron checker supports, and a semi elliptical combustion chamber to improve distribution of gas through the checkers. These stoves could supply hot blast to the BF with temperatures of 454 deg C to 566 deg C. This stove design has remained basically the same till date with minor modifications in refractory type, checker shape and stove size.

The other improvement in equipment required by the use of hot blast was the design of the tuyeres and the tuyere stock. The solid cast iron or cast copper tuyeres used on cold blast furnaces were replaced by water cooled tuyeres which were hollow, conical shaped castings which had water circulating through their interior. The pipes from the blowing engines to the tuyeres, which were jointed with leather on cold blast furnaces, were redesigned with metal-to-metal seats. As hot blast temperatures increased the inside of these blast mains and tuyere stocks were lined with refractory, which required an overall increase in size.

The use of hot blast was applied to both coke and anthracite furnaces. As blast pressure increased with new blowing engines, it was found that anthracite could be charged with charcoal to improve the BF productivity. During 1986 the first attempt was made to use anthracite in a cold blast furnace in eastern France. This attempt failed since the ignited anthracite broke up into small pieces and blocked the blast from entering the BF. The evolution of coke iron making and anthracite iron making paralleled each other in the US during the 1800s. In 1826, a small BF was erected in Pennsylvania to operate exclusively on anthracite coal. This practice was unsuccessful both there as well as at other places in the US. During 1833, Dr. Frederick Geissenhainer successfully used hot blast in experiments to smelt iron with anthracite coal. In 1836 the Valley furnace in Pennsylvania used 100 % anthracite and in 1837, George Crane produced 36 tons of anthracite iron per week from one of his BFs at South Wales. David Thomas was the most successful iron maker in using the anthracite in the BF. In 1838 he came to the US and built the Catasauqua BF in 1840 (Fig 6). The furnace was 10.7 m square at the base with 3.6 m bosh and a height of 13.7 m. The hot blast stoves, fired with coal, were capable of heating the blast to 315 deg C. Since this BF successfully produced 50 tons of good foundry iron per week, the furnace was used as a model for the construction of blast furnaces built for using anthracite as a fuel. By 1856 there were 121 anthracite furnaces in operation in the US.

Other fuels were also tried for iron making in the BF. These were peat and bituminous coal. Peat BFs were similar to charcoal furnaces and typically were no higher than 6.7 m. Because the peat was physically weak, the use of these furnaces was located near to the peat deposits and they never played a major role in iron making evolution. Bituminous coal had been used to supplement charcoal prior to the introduction of hot blast. In the 1830s, splint coal was used in Scottish hot blast furnaces. In 1856, there were 6 BFs in Pennsylvania and 13 BFs in Ohio using bituminous coal. The bituminous coal era of iron making was essentially finished by 1895. This method of iron making never became a major force since the coal broke up into small pieces as the BFs were made larger and used higher blast pressure. With coke being the strongest and most available fuel, the evolution of 100 % coke furnaces continued. However there were initial setbacks probably due to low strength coke. By the 1840s coke quality had improved through the use of beehive ovens. In 1867, the ‘Monster’ blast furnace was built at Norton, England. This coke furnace was 25.9 m high, 7.6 m across the bosh and had a working volume of 735 cum. An example of a large coke furnace in the US in 1884 was the Etna furnace located near Pittsburgh. This furnace was 21.3 m high, 6.1 m in diameter at the bosh, 3.4 m in diameter at the hearth and had seven 7 inch (178 mm) tuyeres, three Whitwell stoves and three blowing cylinders that were 2.1 m in diameter. This BF produced 115 tons/day in 1881, 161 tons/day in 1882 and 182 tons/day in 1883. The coke furnace design at this time was very similar to the anthracite furnaces of the same era (Fig 6).

Further evolution of coke blast furnace 

The evolution of BFs using 100 % coke continued with major improvements being made between 1872 and 1913. Several technological improvements were made which were centered on the hard-driving BF practice of using more powerful blowing engines, higher blast temperatures, bigger furnaces, better charging equipment, improved raw material preparation and production of clean BF gas.

Blowing equipment design and capacity was a major step to higher production in the hard-driving BFs.  Blowing cylinders were replaced with large steam reciprocating blowing engines capable of providing a greater volume of blast air at a significantly higher blast pressure. These blowing engines were of the walking beam, steam condensing type. The steam cylinder’s piston rod was connected to a gallows beam and then by a crank to a heavy, large diameter flywheel. The blowing cylinder’s piston rod was connected to the other end of the gallows beam and each stroke of the steam cylinder provided a corresponding stroke of the blowing cylinder. Cold blast pipes were fitted to each end of the vertically positioned blowing cylinder so that air was compressed on both directions of the stroke. The flywheel provided momentum for the return stroke of the steam cylinder. The air that was compressed in this manner left the cold blast pipes and entered the cold blast main which connected to the hot blast stoves. Prior to this type of blowing engine the normal blast volume was 210 cum/min at a blast pressure of 0.28 kg/sq cm. This blowing engine could produce 456 cum/min at a blast pressure of 0.64 kg/sq cm. Then in 1910, the final major step in blowing engine improvement was implemented in the form of a turbo-blower. The first turbo-blower was installed for the BF of the Empire Steel Co. in New Jersey and was capable of delivering 636 cum/min of air blast. This turbo- blower was the direct ancestor of the modern turbo-blower which can deliver up to 7500 cum/min of blast volume at 4.00 kg/sq cm of blast pressure.

Another major improvement in high productivity BFs was to increase the charging capacity. In the 1870s the BFs were equipped with water driven elevators. In 1883, the first skip hoists were installed. Skips have become larger and faster into the 20th century and existed as both buckets and cars mounted on wheels. In the early 1960s some skip charging systems were replaced with large conveyor belts.

The improvements in furnace charging capacity also included automatic coke charging systems, scale cars in the stock house, two bell tops and the rotating distributor (Fig 6). Automatic stock line measurement was invented in 1901 by David Baker. In 1903, JE Johnson also began to measure top gas temperature and its analysis.

By 1850 as the furnace size increased, the furnace top could be closed. A single bell and hopper arrangement could be used for charging the furnace that kept the top of the furnace closed and sealed. The single bell and hopper system permitted large quantity of gas to escape every time the bell was opened. Soon a second bell and hopper was added above the first so that a gas tight space could be provided between the two bells to prevent the blast furnace gas escaping when the small bell was opened. The upper bell and hopper did not have to be as large as the lower one because several charges could be deposited through it on the lower bell and the upper bell could be closed before the lower bell was opened for dumping the charges in the furnace

Attempts to improve burden distribution occurred in the early 1990s with the McKee rotating top. After each skip of material was charged onto the small bell, the small bell hopper was rotated 60 deg, 180 deg, 240 deg, 300 deg, or 0 deg. This prevented a peak of raw material directly below the skip bridge which had resulted in uneven gas distribution and uneven lining wear. The next attempt to improve burden distribution was done in Germany in the late 1960s. This was accomplished by installing movable panels at the throat of the BF that could be set at different angles for ore or coke. This movable armour has been installed on large numbers of BFs.

The two bell system continued to be the only charging system for the blast furnaces around the world till S.A. Paul Wurth in Luxembourg, developed bell less top (BLT) charging system and the first successful industrial application of BLT charging system was in 1972. This equipment used air tight material hoppers that fed a rotating raw material delivery chute which could be set at numerous angles during the hopper discharge into the furnace. The result was the almost unlimited placement of each material anywhere on the burden surface which allowed the operator to achieve maximum fuel efficiency.

The BLT charging system took over from two bell charging system since it provided a number of advantages to BF operators. During 2003, Siemens VAI introduced Gimbal concept of charging.

Another attempt in the direction of the continuous improvement of the BFs for increasing the production was towards improvements in the cleaning of BF gas. As blast volume and pressure increased at the tuyeres, the velocity and volume of gas leaving the BF top also increased. More flue dust was then carried by this waste gas and if it was not removed, it began to plug up stove checkers which subsequently restricted blast volumes to the furnace. The first step in gas cleaning was the introduction of the dust catcher in the 1880s. With the introduction of the soft iron ores in 1892, the dry-type dust catcher was not sufficient. In 1909, Ambrose N. Diehl introduced a wet gas cleaning system. It consisted of a series of nine high-pressure spray towers and a set of four rotary washers. From 1914 to 1924, several types of tower washers equipped with multiple banks of sprays and baffles were tried at various furnaces. Gas disintegrators which contained high speed rotary drums were also tested in 1907. In 1929 electrostatic precipitators were used successfully at South Works of U.S. Steel. Today, combinations of tower-type gas washers, Venturi scrubbers and mist eliminators are the most common types of gas cleaning equipment.

The newest wet gas cleaning equipment is an annular gap scrubber which cleans the gas as well as controls top pressure. The final result of all these gas cleaning improvements was a decrease in stove checker brick hole diameter with an increase in stove size because plugging with dirt had been virtually eliminated. The resulting increase in stove heating surfaces has ultimately allowed modern stoves to deliver up to 1270 deg C hot blast temperature. The associated top pressure control allowed by modern gas cleaning equipment has resulted in furnace top pressures up to 2.3 kg/sq cm. This higher top pressure in turn increases the density of gases, decreases gas velocity and increases gas retention time in the furnace, yielding better gas-solid reactions, improved reducing gas utilization and lower fuel rates.

Recently, on the newly built and reconstructed BFs, particularly in China, dry cleaning of BF gas by bag filters has found the wide application. Dry cleaning of gas has several advantages over wet gas cleaning using scrubbers and Venturi tubes.

The quest for higher production rates in the late 1870s and onwards forced changes in the size of the furnace size and its configurations. In the 1870s, the furnaces were 22.9 m high. In 1880, the BF size increased to 24.7 m high, 6.1 m bosh diameter and 3.4 m hearth diameter. It produced 120 tons/day with a 1574 kg/ton coke rate. Just ten years later, in 1890, BF was constructed with a stack 28.0 m high and with 6.7 m bosh. It produced 325 tons/day. Then in another 10 years, in 1901, BF was started with similar stack and bosh dimensions as earlier furnace but the hearth diameter was increased to 4.4 m. This furnace produced 463 tons/day at 1113 kg/ton coke rate. The other subtle change with these size increases was the lowering of the bosh/stack bend line and the steepening of the bosh angle. This change was detrimental as the furnaces saw poor burden descent and slipping with these bosh angles. To eliminate these problems, the hearth diameter of these size furnaces was increased up to 6.7 m in 1927. This bigger hearth furnace produced 880 tons/day at a coke rate of 922 kg/ton. The first 1000 ton/day furnace was commissioned in 1929. This furnace was equipped with a hearth diameter of 7.6 m. In 1955, Great Lakes’ A furnace was the largest in the world with a 9.2 m hearth and 24 tuyeres. The next leap in blast furnace size increase occurred during the 1960s as Japan rebuilt their outdated steel plants. Today, furnaces with 15 m hearth diameter, 40 tuyeres and four to five tap holes, are common in Europe and Asia.

Along with the larger furnaces, higher blast temperatures and increasing driving rates, came the need for better BF refractory lining and cooling systems. In the 1880s a high duty fireclay brick with around 40 % alumina and 46 % silica was typical. However, C refractories were used in German BFs since 1886.

While refractory technology was relatively unknown at this time, methods to cool the lining seemed to be the answer to the wear problem. Beginning about 1880, there were simultaneous developments in efforts to maintain furnace linings by means of pipe coils around the bosh or by cooling plates embedded in the brick. One of the first uses of a bronze bosh plate is believed to be an installation made by Julian Kennedy at one of about 1890. An early reference to the use of water-cooled hearth jackets is on the furnace was in 1882. At this time, cooling of the hearth sidewalls and bosh was the concern and stack cooling was not felt to be necessary.

Fritz W Lurman, a well-known blast furnace man of the time opined in 1892 that ‘irrespective of the use of so called refractory materials, the best means of maintaining the walls of the blast furnace is with cooling water’. Coolers with water circulating in them are installed between the shell of the blast furnace and the refractory lining in the upper part of the furnace to protect these components from heat radiation. In addition to having its own coolers, the part of the shell adjacent to the hearth and the bottom of the furnace is also cooled in some furnaces on the outside by water sprays.

Function of blast furnace cooling system is to cool the furnace shell and prevent from the overheating and subsequent burn through. Cooling system removes the excess heat generated in the blast furnace which is otherwise loaded on the shell. Cooling system thus prevent the increase of the shell and lining temperature. Various methods exist for cooling of the shell for the blast furnace. In earlier times, cooling boxes of different size, number and design were used for transferring heat of the furnace to a cooling medium in conjunction with external cooling (spray cooling, double shell). Blast furnaces with cast iron cooling staves are operating since mid-1900s. Cast iron stave cooling was originally a Soviet discovery from where it travelled initially to India and Japan.  By 1970s, cast iron cooling staves have attained world-wide acceptance. Since the introduction of these cast iron stave coolers, the development work of blast furnace cooling got accelerated and today a wide variety of coolers are available for the internal cooling of the furnace shell to suit extreme condition of stress in a modern large high performance blast furnace.

The higher charging rates were also wearing out the throat of the furnace faster. In 1872, iron or steel armour was built into the brickwork of the furnace throat at a furnace. Since that time, various types of armour have been used in the stock line area.

Fig 6 Early blast furnaces

The first important developments in brick making technology did not occur until the 1900s. In 1917, the first machine-made brick was introduced with its resulting increase in density and strength. In 1935, vacuum pressed bricks further improved brick quality. In 1939, super-duty alumina brick containing up to 60 % alumina was first available. In the 1930s, carbon blocks were used in German furnace hearths. Today many varieties of alumina, carbon, and silicon carbide refractories are available for BF lining. The improvements in furnace cooling and lining have increased typical campaign lengths from two years in the 1880s to more than ten years in the 1990s. Today campaign life of BFs has further increased to 20 years.

Another area of the BF which was forced to change with increased production was the casting operation. The old style tymp and dam open front of the furnace was no longer adequate. In 1867, the Lurman front was patented to eliminate the tymp and dam. It consisted of a cast iron panel which was water cooled and had separate openings for iron removal (still known as a tap hole) and for slag removal (known as the slag or cinder notch). This design was changed by the 1880s by rotating the slag notch 90 deg from the tap hole. Both the tap hole panel and slag notch panel were water cooled. By separating these two liquid tapping points, more room was available to set up the furnace for the increasing number of casts required at higher production rates. The area in front of the tap hole was completely available for pig beds while the slag pits were moved around to the side of the furnace (Fig 5). During normal operation, the slag notch was opened with a bar as the liquid slag level approached the tuyeres. The slag was flushed into pits or special slag cars. When the slag notch blew wind out of the opening, it was closed with a manual stopper. By tapping the slag off between iron taps, a greater volume of the hearth was available for liquid iron which resulted in larger cast tonnages. The iron casting process in the 1880s did not change much from previous operations but pig beds were bigger and in 1909 a slag skimmer was installed to skim the floating slag off of the iron as it flowed down the trough.

In 1896, the installation of a pig casting machine invented by EA Uehling finally brought about the complete elimination of the pig bed in the cast house. Next the open-top brick lined ladles were introduced. These ladles carried about 10 tons to 100 tons of hot metal and required the furnace and cast house to be elevated above ground level so the ladles could be placed under the cast house floor. Though the pig beds have got eliminated but troughs and runners remained and spouts going into the ladles were added to the cast house. In 1915, there was first use of the torpedo type ladles. These railroad mounted ladles carried 90 tons but were increased to 150 tons by 1925. Today, the iron ladle design is similar but capacities up to 400 tons are available. Open-type ladles mounted on rail cars are still used today.

Prior to 1890, the tap hole was opened with a bar and sledge hammer. Then in 1890 the first pneumatic rock drill was used.  The tap hole was manually stopped with wind off the furnace until 1914 when HA Berg developed the remote controlled mud gun which pushed a clay plug into the furnace with a wind on. In 1906, the first oxygen lancing was used to melt skulls in the tap hole. Modern BFs have evolved to include remote controlled tap hole drills, hydraulic mud guns, cast house slag granulation units and iron tilting spouts to feed an unlimited number of iron ladles. BFs may also have from one to four tap holes and two to six slag pits depending on their size. Removing the bottleneck in the cast house allowed the first 1000 ton/day operation in 1929 and led to 1990s production levels of 12,000 ton/day.

A parallel line of improvement activities which rapidly evolved starting in the late 1800s was iron ore preparation. Iron ore used in iron making consists of many geological forms such as red hematite, specular hematite, magnetite, limonite, fossil ores, bog ores and carbonates. The metallic iron content of these ores ranges from approximately 30 % in the bog ores to 72 % in some hematites. All iron ores are mixed with other compounds in the earth which are undesirable in the smelting process. Beginning in the 1700s, iron ore was roasted with charcoal in open pits or enclosed kilns. The object of roasting or calcining was to liberate all volatile constituents, such as water, carbonic acid or bituminous substances, and to soften and crack the ores, making them more permeable to reducing gases. In the 1800s, iron ore screening was introduced to more closely size the ore for improved gas permeability inside the furnace. At first, hand screening equipment was used but, by the 1870s, steam-driven ore washers consisted of one or two drums that were perforated with holes or slots for the fine material to exit with the wash water while the final sized and washed ore exited the inside of the drum into a wheelbarrow or stockpile.

As iron production increased, the purest iron ores were depleted in many areas so lower grade ores had to be mined. These ores had undesirable impurities and methods to concentrate these ores to higher iron percentages were required. In 1880, Thomas A. Edison obtained a patent for an electromagnetic separator. A demonstration plant was built in Michigan and produced 893 tons of magnetic concentrate in 1889.

Pilot plants to pelletize taconite concentrates were built in 1948. By 1956, two commercial-scale taconite mining and processing operations were producing pellets. The first straight grate pellet machine was made in 1956 and the first grate-kiln pellet machine was put into operation in 1960. Pelletizing technology spread throughout the world from the US. The newest development in pelletizing was the introduction of raw limestone, dolomite or olivine into the pellet to improve its metallurgical properties which, in turn, improved BF productivity and fuel rates.

Iron ore agglomeration also took a separate route from pelletizing earlier in the 1900s. Sintering process originated in the nonferrous industry as a batch process in the late 19th century. Up to the 1950s, most sinter had a basicity ratio of less than 1.0. However, over the next fifteen years, it was realized that a basic sinter with a basicity ratio of more than 1.0 brought a pre-calcined flux source into the BF which resulted in a fuel rate savings.

One of the final technological improvements in iron making over the last 100 years has been tuyere level injectants. The first recorded use of injectant was in 1871 when there was a chilled hearth on the Morgan charcoal furnace. Because blast could not enter the tuyeres due to chilled material, a hole was punched through the furnace wall above the salamander and a large tuyere was installed. Coal oil was then forced under pressure into the tuyere from a pipe running from the top of the furnace. Six days and seven barrels of oil later the salamander had been melted and the furnace was running smoothly. In the first decade of the 1900s early tests with oxygen injection were made in the small BF in Belgium. The first large scale oxygen enriched blast was used in 1951. The benefits of pure oxygen injection are increased BF production due to increased fuel burning capacity and an ability to use more hydrocarbon tuyere injectants. The evolution of hydrocarbon injectant occurred in the 1940s and 1950s. In 1944, William L. Pogue submitted a patent for the use of coal injection. Then in 1953, natural gas injection was implemented. In the early 1960s, injection of oil and tar through lances was developed at numerous steel companies after substantial coke savings were proven by testing in an experimental BF in 1959. By 1967, a large number of the BFs were using some form of fuel (mostly pulverized coal) injection. Today, many BFs use fuel injectants 40 % to 45 % of the fuel rate. The final tuyere injectant, which evolved concurrently with fuel injection, was moisture injection. Historically, hot blast temperatures were limited as excessively high temperature combustion zones resulted in poor burden descent. The injection of moisture consumed coke more rapidly than air alone and produced a gas that was both richer in carbon monoxide and hydrogen and was less dense. These factors improved the rate of heat transfer between gases and solids and the rate of reduction of the burden in the furnace stack, which resulted in a smooth running furnace.

The combination of moisture injection, fuel injection and oxygen injection permitted the increase of hot blast temperature and the use of all of these tuyere level variables further improved productivity and reduced fuel rates in modern BFs.

Evolution of BF iron making as a science

Historically, iron making was more an art than a science. Early iron producers learned their trade through years of training from the previous generation. Many improvements in iron making practice were based on instinct or pure luck. However, by the mid-nineteenth century, science was creeping into the developments in iron smelting.

Charles Schinz of Germany, one of the earliest researchers of chemical and physical phenomena occurring inside a BF, attempted to make quantitative mass and energy balances of BF operation but he was severely limited by the lack of accurate thermodynamic data. He conducted laboratory experiments to determine heat capacity and heats of formation and was apparently the first to determine the reducibility of iron ore. He defined different zones of the BF and the major chemical reactions taking place in each zone. The results of his work were published in 1868.

Several principles which are recognized today were postulated by Sir Lothian Bell, during the late 1800s. He published a book in 1872 which is recognized as the first text book on BF iron making. In 1884, he was seemingly the first to document the function of the different slag components and their effect on melting temperature. He also observed that BF slags are complex structures and there is a range of slag compositions which results in its good fluid properties and desulfurizing capability. His most important contribution was his understanding of chemical reactions. He recognized the importance of CO and CO2, and was the first to start defining equilibrium in the Fe-O-C system. Further, Bell discussed preheating and pre-reduction of iron ores and the importance of the furnace stack where these reactions occurred. He also made carbon, oxygen and nitrogen balances of the BF operations and showed that some of the charged carbon was consumed in the stack by CO2 in the ‘solution loss’ reaction.

A contemporary of Bell was ML Gruner, a professor of metallurgy in France, further expanded Bell’s methods of determining BF heat balances by comparing many different furnace operations. He also believed that the minimum fuel rate for BFs would be achieved when solution loss was eliminated.

JE Johnson, Jr. was the first American scientist to explore the BF process and published two books on BF design and operation in the early 1900s. He applied the first and second laws of thermodynamics to iron making and explained how fuel rate was impacted by blast temperature. He postulated that there was a critical furnace temperature above which a minimum amount of heat is required. This minimum amount of heat he called ‘hearth heat’. In his book, published in 1913, Johnson produced a diagram showing chemical reactions and isotherms in the BF. The application of the critical temperature and hearth heat concepts further convinced furnace operators that the BF process was rational and predictable.

During the period from 1920 to 1930, the flow of solids and gases in the BF was studied extensively by a group of workers named PH Royster, SP Kinney, CC Furnas, and TL Joseph. This group was interested in physical and chemical phenomena occurring in BFs and in order to understand these phenomena they felt it was necessary to sample and probe operating furnaces. Their work started with a small experimental BF and spread to commercial furnaces. The results of their studies showed that the flow of gases and solids was not uniform across any horizontal plane in the BF and that improving gas-solid contact in the stack of the furnace could significantly increase the efficiency of the iron making process. Furnas and Joseph continued this work and determined that raw material size and reducibility was critical in gas-solid reactions. This important work led to the understanding of burden distribution and the optimization of iron ore sizing as it impacts both reducibility and permeability.

In 1962, R. Stephenson explained the role of solution loss. Previously, it had been thought the production of CO by reacting with CO2 and carbon was a waste of fuel. Stephenson pointed out that iron oxide reduction is a combination of indirect reduction and direct reduction and that indirect reduction followed by solution loss is direct reduction. Using these considerations to determine carbon rates for all combinations of these two reduction routes as a function of solution loss, results can be plotted on the ‘carbon-direct reduction diagram’. In the 1960s and early 1970s, the best applications of these BF theories were put into practice in Japan. Currently, the Japanese improvements have spread in the form of large, highly automated BFs to other places.

The theory and practice of iron smelting technology have come a long way in the last 4000 years. The transition from sponge iron produced in forges to liquid iron produced in BFs in the 1300s was the first major step in advancing iron making technology. Then came the change from cold blast, charcoal furnaces to hot blast, coke furnaces in the mid-1800s which brought iron making into the modern era. The better understanding of iron making reactions and improved equipment evolved into the hard-driving furnace operation centered in the 1880s to 1900s. Finally, the revolution in scientific applications to iron smelting, the installation of more sophisticated equipment, and the advent of electronically controlled systems has accelerated BF iron making into the current state as demonstrated by the operation of around 12,000 tons/day BFs with fuel rates less than 460 kg/ton.