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"Procédé de fabrication de mentaux, du minerai de fer en particulier, à partir de minerais oxydiques de granulométrie quelconque, dans un four a passage continu rempli d'un bain catalyseur"
La présente invention porte sur un procédé de fabrication de mentaux, du fer en particulier, à partir de minerais oxydiques de granulométries quelconques (de 0 ä 200. 000 tin). Au cours de ce procédé, le minerai (de fer par exemple) est chauffé jusqu'à 1iquéfac- tion dans un bain porteur qui n'est pas le bain du produit fini (du fer par exemple), puis est affine ä l'aide d'un agent réducteur approprié, du carbone de preference, au cours de la réduction directe et indirecte.
En cours d'opération, le métal est débarrassé de sa gangue et des éléments indésirables, puis est achemine aux fins d'une application appropriée (de la fabrication de l'acier par exemple).
La sidérurgie moderne emploie plusieurs procédés pour extraire par exemple le fer de son minerai. Le principe des procédés s'inspire quasiment toujours de la technique fondamentale employée dans les hauts-fourneaux, dont la rentabilité majeure réside dans l'exploitation poussée des gaz réactionnels (monoxyde de carbone CO) issus de la réduction finale et dirigés vers la zone de préréduction dans le même haut-fourneau.
Reduction finale ou directe : C + 1/2 O2 . . - CO minerai
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Prereduction ou réduction indirecte : CO+ 1/2 02. C02 minerai Le produit gazeux de la reduction finale (gaz CO) quitte son lieu de formation, traverse le volume poreux des matlbres en vrac chargées ä l'extrémité superieure de la cuve et composées de minerai et de coke. Le gaz cède de sa chaleur aux matières en vrac tout en puisant, en contrepartie, de l'oxygène dans le minerai. Ce phénomène d'oxydation prend fin dès que s'est formé le dernier niveau d'oxydation avec apparition de gaz carbonique CO2 .
Siumulanément, la teneur en oxygène du minerai diminue jusqu'à apparition de FeO, lequel sera totalement et directement réduit en fer ä l'aide du carbone, cette opération étant certes celle qui consomme le plus d'énergie.
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Pour des questions de rentabilité économique, le monoxyde de carbone CO, circulant par perméabilité dans la cuve du haut-fourneau, joue un rôle de premièvre importance. Le responsable de la perméabilité au gaz, cruciale dans ce processus, c'est uniquement le volume poreux surcritique des matières en vrac. Pour que le processus se maintienne, il faut que le volume poreux reste en permanence surcritique. Toutes les autres composantes du processus doivent se subordonner
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ä cet impératif.
Ainsi, par exemple, faut-il employer du coke, mécaniquement plus solide, à la place du charbon, pour que le contenu de la cuve conserve son volume poreux.
Pour la meme raison, la granulométrie moyenne (40. 000 m environ) est assez élevée. La température du processus ne doit pas non plus dépasser un certain maximum, vu qu'il faut aussi empêcher que les pores ne se bouchent par frittage. Si, pour une raison quelconque, le'volume poreux surcritique diminue, l'intégralité du processus s'en trouve paralysée.
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La perte de temps necessaire à l'réchauffement et à 1a réduction est particulièrement lourde du fait de l'assez mauvaise communication de la chaleur entre le gaz et le minerai solide et le coke. Par consequent c'est la longueur du cycle qui dicte les grandes dimensions du haut-fourneau.
Le processus proprement dit se caractérise par une consommation surstoechiométrique de carbone. Cela s'explique par la consommation supplémentaire d'énergi de réduction finale en regard de celle employée ä pre" réduire les minerais. Vu que l'on n'utilise qu'un type d'énergie, l'énergie primaire, la reduction finale produit plus de monoxyde de carbone CO qu'il n'en faut
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pour la préréduction.
On est heureusement en mesure d'oxyder par la chaleur les excédents de monoxyde en Czar postcombustion exothermique avec de l'oxygbne gazeux. Il est toutefois regrettable que cette opération doive se dérouler non pas dans mais hors du four, et qu'en outre elle occasionne des pertes par conversion au niveau du circuit de préchauffage de l'air de soufflage.
Le minerai et le coke, c'est une autre raison, circulent dans le même sens dans le four. L'échange de chaleur et l'échange entre substances sont fondamentalement meilleurs lorsque les partenaires réactifs circulent en sens contraire l'un de l'autre.
Néanmoins, le processus de haut-fourneau domine par sa rentabilité, parce qu'il permet d'exploiter de façon poussée, aux fins du processus lui-mimez l'ener- gie produite dans le haut-fourneau. Il s'agit lä d'un critère de reference auquel tous les autres procédés
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doivent répondre.
Or, l'on a réussi, pour la première fois, à satisfaire ä cet impératif bilan énergétique dans un nouveau procédé. Il s'agit du procédé KR, par la suite
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du procédé COREX, au cours duquel la cuve du haut- fourneau est maintenue dans son principe comme l'est le foyer liquide. Ces deux secteurs opèrent certes séparés l'un de l'autre mais sont reliés entre eux pour former un système. L'avantage reside ici en ce qui l'on emploie du charbon et non plus du coke comme réducteur. Ce charbon est gazéifié en bain liquide et se charge dans ce bain de la réduction finale des minerais charges dans la cuve et déjà préréduits.
La prereduction s'obtient par les gaz CO nés de la réduction finale, qui circulent ä contre-courant, sous pression, dans la cuve remplie de minerai. Toutefois, et en dépit de la pression de service accrue du monoxyde de carbone, seuls se laissent réduire les grains de minerai dépassant les 5000 m. Ceci restreint donc 1'6ventail granulométrique des minerais employables.
Le haut-fourneau a toujours "parrainé" la mise au point de nouveaux procédés. Ces procédés se rangent parmi ceux oü seule l'opération a lieu dans une cuve (procédé à réduction directe) ou ceux où elle a lieu dans un foyer liquide (procédé de réduction du bain de fer).
Le principe de la premibre catdgorie de proche- des existe en fait depuis qu'existe l'extraction du fer.
On peut aujourd'hui, de cette manière, fabriquer du fer à l'état solide, d'une teneur résiduelle en oxygène de 5 %. M8me aujourd'hui pourtant, il n'est pas encore libéré de sa gangue à la fin du processus.
Cette liberation se produit en même temps que la liquéfaction dans un second four. Vu que tous les pro- cedes se déroulent dans une cuve remplie de matibres en vrac, ils doivent se soumettre, eux aussi, aux lois de la perméabilité aux gaz et de la granulométrie du minerai. Avec des fours à cuve plus petits que la cuve
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d'un haut-fourneau, on peut travailler des granulométries plus fines de minerai (10. 000 à 20. 000 m).
On peut en outre utiliser le charbon. Toutefois, on ne peut pas utiliser directement les minerais de gra- nulometrie fine : ils doivent subir un coüteux traitement leur donnant la forme de boulettes satisfaisant aux impératifs granulométriques. Si l'on veut malgré tout utiliser de petites granulométries, en particulier l'assortiment très bon marche compris entre 1 et 2000 m , il faut accroître artificiellement le volume poreux.
Une solution au problème de la formation d'un plus grand volume poreux, c'est la création d'un dépla cement relatif inverse
MINERAI-GAZ.
Au cours de cette opération, ce n'est plus le gaz qui se déplace à travers le minerai, mais l'inverse (lit fluidifiant). Seul un éventail granulométrique étroit de minerais fins est ici utilisable. En raison de difficultés opérationnelles, une seule installation employant ce procédé s'est imposée dans la pratique (celle de FIOR au Vénézuéla).
La deuxième méthode de déplacement du minerai dans le gaz réussit dans un four tubulaire tournant (rotary kiln), le volume poreux accru, où circule le gaz, se trouvant au centre du four à l'intérieur duquelles matières en vrac se meuvent sous l'effet de la rotation.
Tous ces exemples prouvent le lien étroit entre la granulométrie du minerai et le procédé de réduction attitré, lorsque le volume poreux permet la permeabi- lité aulx gaz. C'est sur la base de la perméabilité au gaz que chaque procédé de reduction est affecté à une granulométrie précise. Il n'y a pas un seul procédé qui soit utilisable avec deux, plusieurs, voire toutes
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les granulométries des minerais.
Le second groupe de procédées dont le principe
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se-rapporte aux opérations se déroulant dans un tour e à sole rempli de fer liquide, existe en fait depuis peu de temps. Toutefois, le fer liquide, qui s'oxyde très facilement, ne permet la formation que de gaz CO la poursuite de l'oxydation jusqu'à obtention de C02 est par principe impossible dans un bain de fer, vu
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que l'oxygène prdfbre le fer au monoxyde de carbone CO Ceci fait que, sur toutes les variantes techniques, le monoxyde de carbone sort du système sans que l'on puisse le mettre à profit dans le four même. Jusqu'a présent, aucune exploitation énergétique externe totalE n'a réussi ä s'imposer, et ce en dépit des nombreux prc cedes, les brevetés compris.
Ceci conforte une fois de plus le principe selon lequel la rentabilité, nécessaire, doit être assurée par l'exploitation dans le Systeme de l'energie apportée ä ce dernier.
Des variantes de procédé, meme très intéressantes, ne viennent pas modifier ce principe, lequel consiste toujours ä introduire du minerai et du charbon dans un bain de fer toujours chaud et liquide. Si l'on met en présence des minerais particulièrement fins et du charbon, à grande profondeur dans le bain de fer, la réduction est très rapide : elle a lieu alors que les matières réactives en sont encore à monter dans le bain de fer.
Brevet belge No. 867764 Brevet australien No. 522372 Brevet néo-zélandais No. 197311 brevet belge No. 903233
Les gaz CO qui s'en dégagent quittent le bain sans être mis à profit. Le fait qu'avant la reduction proprement dite, les minerais soient liquéfiés à l'avan ce par combustion d'un gaz d'appoint (brevet des E. U. A
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No. 3. 264. 096/1966) ou ä l'aide de scories issues du . proced meme (brevet des E. U. A. No. 3.734.716/1973) , ne change rien au manque de rentabilité de ce groupe de procédés.
La aussi, les gaz quittent le volume du four sans avoir été récupérés. De nombreux procédés se rangent dans cette famille, dont nous citerons quelques-uns à titre d'exemples : INRED, ERLED, KRUPP, ASEA, STORA KOPPERSBERG.
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Pour les raisons citdes ci-dessus, aucun procédé employant un four à sole et un bain de fer liquide n'est parvenu à s'imposer.
Si l'on resume tous les résultants, l'exploita- tion simultanée d'un foyer et d'une cuve, avec le charbon comme réducteur, offre les meilleures perspectives de réussite dconomique (procédé KR).
Les procédés faisant appel ä une cuve sans foyer ne sont rentables que dans certalnes limites, vu qu'il faut liquéfier le produit fini dans un four supplemen- taire. Les procédés ä foyer sans cuve sont d'une rentabilité sous-critique, avec perte du monoxyde de carbone qui aurait servi directement dans la zone active.
Tous les procédés sur la base de la cuve atteignent certes la rentabilité nécessaire en exploitant leur propre energie dans le même système, mais tous souffrent d'une restriction fatale : leur dépendance vis-a-vis de diverses granulométries et de basses températures opérationnelles.
Le but de ce nouveau procédé est donc de supprimer les restrictions existantes au niveau des gra- nulometries des minerais et des températures et ce tout en maintenant ou en améliorant la rentabilité. Sur le plan technique, la solution simultanée à ces trois objectifs consiste à remplir un four réacteur à passage continu, en forme de cuve, d'un bain catalyseur liquide bain qui, à son tour, est chargé par le haut de minerai
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et par le fond de carbone. Le fonctionnement peut être entretenu par une énergie quelconque issue de la chaleur dégagée par le procédé
Le minerai circule du haut vers le bas, par gravite, dans le bain catalyseur liquide : au cours de cette descente, le minerai s'échauffe et subit une preréduction jusqu'à former un agrégat en fusion.
Au pied de la colonne catalysatrice se déroule la réduction finale, dont les gaz (monoxyde de carbone) repartent à contre-courant vers le sommet et s'oxydent en route (formation de COp) en se combinant à l'oxygène du minerai.
Le catalyseur en fusion répond ä toutes les nouvelles exigences.
1) Le bain catalyseur facilite une meilleure perméabilité aux gaz à toutes les températures du minerai, jusqu'à sa fusion.
2) Le bain catalyseur permet d'employer des minerais de granulométries quelconques, vu que la perméabilité aux gaz ne dépend pas de la taille des grains.
3) Le bain catalyseur permet des températures operationnelles plus levees, jusque dans la plage thermique du produit fini liquide (du fer liquide par exemple). Les restrictions habituelles en matibre de températures sont désormais totalement supprimées.
4) Le bain catalyseur, par exemple du Sirop, du A1203 ou du TiOp liquides permet au C02 de se former à partir de monoxyde de carbone, par le biais de l'oxy- gbne, lequel peut provenir aussi bien du minerai
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que de gaz oxygbne pur.
5) Le bain catalyseur est un catalyseur liquide qui accélère tout le processus de réduction, sans que ses propres caractéristiques s'entrouvent modifiées.
6) Le bain catalyseur autorise la réduction au niveau de son axe vertical median, faisant ainsi office
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d'enveloppe protectrice des parois du four contre les oxydes métalliques agressifs (le FeO par exemple).
7) Le bain catalyseur permet l'emploi d'agents de réduction solides, liquides et gazeux.
8) On peut maintenir le bain catalyseur par toutes sortes d'énergies, à 1a température opérationnelle,
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mais aussi en combinant l'energie primaire et la secon daire.
9) Le bain catalyseur permet un excellent transfert thermique entre le bain et le mineral, et mieux encore lorsque le volume de la charge de minerai est relativement faible par rapport au volume du bain porteur
10) Le bain catalyseur permet au minerai et aux agents de reduction de se mouvoir en sens contraires.
11 est important de répéter ici que la diminution de l'oxygène du minerai dans le bain catalyseur commence déjà alors que le minerai est encore à l'étant
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solide, qu'il s'accélère au tur et ä mesure que crolt la temperature, et que cette acceleration est exponentielle dans la phase liquide.
Lorsque les minerais prereduits, qu'ils soient encore solides ou deja liquides, parviennent ä proximité du fond du bain liquide, la réduction finale a lieu avec l'agent réducteur (du charbon gazéifié par exemple).
Si la réduction finale ou la production d'energie primaire créent plus de monoxyde de carbone que nécessaire à la prereduction, cet excédent peut être converti en gaz carbonique au poste d'admission des minerais déjà ä la température voulue. De cette manière, et dans un même four, l'energie est techniquement exploitée aussi bien pour la réduction que pour la production de chaleur, si bien que c'est surtout du gaz carbonique qui quitte le four avec la chaleur latente.
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Cet excédent de gaz peut aussi servir à pré- chauffer le circuit, en dehors du système, de l'air de combustion.
L'apport de minerai et le soutirage du métal liquide peuvent se faire aussi bien continuellement que par fournées.
Les opérations décrites ci-avant ne doivent pas forcement se dérouler dans un seul four. Toutefois, si l'on emploie plusieurs fours, il faut qu'elles se déroulent dans un système forme. On peut ainsi procedeer ä la liquéfaction en dehors du four réducteur, l'ener- gie thermique nécessaire devant toutefois être alors produite par post-combustion des gaz réactionnels (monoxyde de carbone) dans le second four. La préliquefaction peut aussi avoir lieu dans plusieurs fours tournants, par exemple, pour profiter des parois tournantes transférant plus rapidement la chaleur au minerai liquide. Ici aussi il est recommandé de prévoir un volume de minerai liquide nettement plus grand que le volume de minerai apporte.
Ce minerai préliquéfié peut ensuite être acheminé au four réducteur, de sorte que seule la durée de reduction détermine le temps de passage du minerai dans le four réducteur.
Le bain catalyseur, crucial dans ce processus, ne doit pas nécessairement être de nature étrangère au minerai; il peut être constitué par une colonne liquide du minerai meme. Elle presente tous les avantages déjà cites, y compris celui de servir d'enveloppe protectrice, a condition que les phénomènes de réduction soient confinés ä l'axe vertical médian de la colonne.
Tout cet exposé signifie que llon ne revendique pas le brevet pour un bain catalyseur précis, mais pluto pour le déroulement d'un processus dans un bain
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catalyseur approprié. Ce bain catalyseur peut être apparenté ou non au minerai, mais ce nlest Das le cas pour le produit fini en fusion.
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"Process for the production of minds, iron ore in particular, from oxidic ores of any particle size, in a continuous passage furnace filled with a catalyst bath"
The present invention relates to a process for the production of minds, iron in particular, from oxidic ores of any particle size (from 0 to 200,000 tin). During this process, the ore (for example iron) is heated to a final point in a carrier bath which is not the bath for the finished product (for example iron), and is then refined using an appropriate reducing agent, preferably carbon, during the direct and indirect reduction.
During the operation, the metal is stripped of its gangue and undesirable elements, then is transported for the purposes of an appropriate application (for the manufacture of steel for example).
The modern steel industry employs several processes to extract, for example, iron from its ore. The principle of the processes is almost always inspired by the fundamental technique used in blast furnaces, whose major profitability lies in the extensive exploitation of the reaction gases (carbon monoxide CO) resulting from the final reduction and directed towards the zone of pre-reduction in the same blast furnace.
Final or direct reduction: C + 1/2 O2. . - CO ore
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Pre-reduction or indirect reduction: CO + 1/2 02. C02 ore The gaseous product of the final reduction (CO gas) leaves its place of formation, passes through the pore volume of the bulk materials loaded at the upper end of the tank and composed of ore and coke. The gas gives up its heat to the bulk materials while, in return, drawing oxygen from the ore. This oxidation phenomenon ends as soon as the last level of oxidation with the appearance of carbon dioxide CO2 has formed.
At the same time, the oxygen content of the ore decreases until FeO appears, which will be completely and directly reduced to iron using carbon, this operation being certainly that which consumes the most energy.
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For reasons of economic profitability, carbon monoxide CO, circulating by permeability in the tank of the blast furnace, plays a role of prime importance. The person responsible for gas permeability, crucial in this process, is only the supercritical pore volume of the bulk materials. For the process to continue, the pore volume must remain permanently supercritical. All other components of the process must be subordinate
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to this imperative.
Thus, for example, it is necessary to use coke, mechanically more solid, instead of coal, so that the contents of the tank retain its pore volume.
For the same reason, the average particle size (around 40,000 m) is quite high. The temperature of the process must also not exceed a certain maximum, since it is also necessary to prevent the pores from becoming blocked by sintering. If, for whatever reason, the supercritical porous volume decreases, the entire process is paralyzed.
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The loss of time required for reheating and reduction is particularly burdensome due to the relatively poor heat communication between the gas and the solid ore and coke. Consequently, the length of the cycle dictates the large dimensions of the blast furnace.
The process itself is characterized by an overstoichiometric consumption of carbon. This is explained by the additional consumption of final reduction energy compared to that used to pre reduce the minerals. Since only one type of energy is used, primary energy, the final reduction produces more carbon monoxide CO than necessary
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for pre-reduction.
Fortunately, we are able to oxidize excess monoxide in Czar exothermic afterburning with gaseous oxygen. It is however regrettable that this operation must take place not in but out of the furnace, and that in addition it causes losses by conversion at the level of the preheating circuit of the supply air.
Ore and coke, that's another reason, circulate in the same direction in the furnace. The heat exchange and the exchange between substances are basically better when the reactive partners circulate in opposite directions.
Nevertheless, the blast furnace process dominates by its profitability, because it allows extensive exploitation, for the purposes of the process itself, of the energy produced in the blast furnace. This is a benchmark against which all other processes
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must respond.
Now, for the first time, we have succeeded in satisfying this imperative energy balance in a new process. This is the KR process, thereafter
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the COREX process, during which the blast furnace tank is maintained in principle like the liquid hearth. These two sectors certainly operate separate from each other but are linked together to form a system. The advantage lies here in that coal is used and no longer coke as a reducing agent. This coal is gasified in a liquid bath and is charged in this bath with the final reduction of the minerals loaded in the tank and already prereduced.
The pre-reduction is obtained by the CO gases born from the final reduction, which flow against the current, under pressure, in the tank filled with ore. However, and despite the increased operating pressure of carbon monoxide, only the ore grains over 5000 m are reduced. This therefore restricts the particle size range of the minerals that can be used.
The blast furnace has always "sponsored" the development of new processes. These processes are among those where only the operation takes place in a tank (direct reduction process) or those where it takes place in a liquid hearth (iron bath reduction process).
The principle of the first category of relatives has actually existed since the extraction of iron.
Today, in this way, it is possible to manufacture iron in the solid state, with a residual oxygen content of 5%. Even today, however, he is not yet released from his gangue at the end of the process.
This release occurs at the same time as the liquefaction in a second oven. Since all the processes take place in a tank filled with bulk materials, they too must submit to the laws of gas permeability and the grain size of the ore. With tank ovens smaller than the tank
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of a blast furnace, one can work finer grain sizes of ore (10,000 to 20,000 m).
Coal can also be used. However, fine grained ores cannot be used directly: they must undergo a costly treatment giving them the form of pellets satisfying the granulometric requirements. If you still want to use small particle sizes, especially the very inexpensive assortment between 1 and 2000 m, you have to artificially increase the pore volume.
One solution to the problem of the formation of a larger pore volume is the creation of a reverse relative displacement
ORE-GAS.
During this operation, it is no longer the gas which moves through the ore, but the reverse (fluidizing bed). Only a narrow particle size range of fine ores can be used here. Due to operational difficulties, only one installation using this process has imposed itself in practice (that of FIOR in Venezuela).
The second method of moving the ore in the gas succeeds in a rotary kiln, the increased pore volume, where the gas circulates, being in the center of the oven inside which bulk materials move under the effect of rotation.
All these examples prove the close link between the particle size of the ore and the specific reduction process, when the pore volume allows permeability to the gas. It is on the basis of gas permeability that each reduction process is assigned to a precise particle size. There is not a single process that can be used with two, several or even all
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the grain sizes of the ores.
The second group of procedures, the principle of which
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refers to operations taking place in a sole lathe filled with liquid iron, has in fact been in existence for a short time. However, liquid iron, which oxidizes very easily, only allows the formation of CO gas, the continuation of oxidation until CO 2 is obtained is in principle impossible in an iron bath, seen
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that oxygen prefers iron to carbon monoxide CO This means that, on all technical variants, carbon monoxide leaves the system without being able to use it in the oven itself. Until now, no total external energy exploitation has succeeded in establishing itself, and this in spite of the many precedents, including the patentees.
This again confirms the principle that the necessary profitability must be ensured by the exploitation in the System of the energy supplied to the latter.
Variants of the process, even very interesting, do not modify this principle, which always consists in introducing ore and coal into an always hot and liquid iron bath. If particularly fine ores and coal are brought into contact with a great depth in the iron bath, the reduction is very rapid: it takes place while the reactive materials are still being raised in the iron bath.
Belgian patent No. 867764 Australian patent No. 522372 New Zealand patent No. 197311 Belgian patent No. 903233
The CO gases released from it leave the bath without being used. The fact that before the actual reduction, the ores are liquefied in advance by combustion of a make-up gas (U.S. Patent A
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No. 3. 264. 096/1966) or using slag from the. process itself (US Patent No. 3,734,716 / 1973), does not change the lack of profitability of this group of processes.
Here too, the gases leave the volume of the furnace without having been recovered. Many processes fall into this family, some of which we will cite as examples: INRED, ERLED, KRUPP, ASEA, STORA KOPPERSBERG.
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For the reasons mentioned above, no process using a hearth furnace and a liquid iron bath has succeeded.
If all the results are summarized, the simultaneous operation of a hearth and a tank, with coal as a reducing agent, offers the best prospects for economic success (KR process).
Processes using a homeless tank are only profitable within certain limits, since the finished product has to be liquefied in an additional oven. The tankless hearth processes are subcritically cost effective, with loss of carbon monoxide which would have been used directly in the active area.
All the tank-based processes certainly achieve the necessary profitability by exploiting their own energy in the same system, but all suffer from a fatal restriction: their dependence on various particle sizes and low operational temperatures.
The aim of this new process is therefore to remove the existing restrictions on the granulometrics of ores and temperatures while maintaining or improving profitability. On the technical level, the simultaneous solution to these three objectives consists in filling a reactor reactor with continuous passage, in the form of a tank, with a bath of liquid catalyst bath which, in turn, is loaded from the top with ore
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and by the carbon bottom. Operation can be maintained by any energy from the heat given off by the process
The ore circulates from top to bottom, by gravity, in the liquid catalyst bath: during this descent, the ore heats up and undergoes a pre-reduction until forming a molten aggregate.
At the foot of the catalytic column takes place the final reduction, the gases (carbon monoxide) of which flow countercurrently towards the top and oxidize en route (formation of COp) by combining with the oxygen of the ore.
The molten catalyst meets all the new requirements.
1) The catalyst bath facilitates better gas permeability at all ore temperatures, until it melts.
2) The catalyst bath makes it possible to use ores of any grain size, since the gas permeability does not depend on the size of the grains.
3) The catalyst bath allows higher operating temperatures, up to the thermal range of the finished liquid product (liquid iron for example). The usual temperature restrictions are now completely removed.
4) The catalyst bath, for example liquid syrup, A1203 or TiOp, allows CO2 to be formed from carbon monoxide, through oxygen, which can also come from ore
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than pure oxygen gas.
5) The catalyst bath is a liquid catalyst which accelerates the whole reduction process, without its own characteristics becoming partially altered.
6) The catalyst bath allows reduction at its vertical median axis, thus acting
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protective envelope of the walls of the oven against aggressive metal oxides (FeO for example).
7) The catalyst bath allows the use of solid, liquid and gaseous reducing agents.
8) The catalyst bath can be maintained by all kinds of energy, at the operating temperature,
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but also by combining primary and secondary energy.
9) The catalyst bath allows excellent heat transfer between the bath and the mineral, and better still when the volume of the ore charge is relatively small compared to the volume of the carrier bath.
10) The catalyst bath allows the ore and the reducing agents to move in opposite directions.
It is important to repeat here that the reduction in the oxygen of the ore in the catalyst bath already begins while the ore is still being
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solid, that it accelerates in tur and as the temperature increases, and that this acceleration is exponential in the liquid phase.
When the pre-reduced ores, whether still solid or already liquid, arrive near the bottom of the liquid bath, the final reduction takes place with the reducing agent (carbonated carbon for example).
If the final reduction or the production of primary energy creates more carbon monoxide than necessary for pre-reduction, this excess can be converted into carbon dioxide at the station for admitting the minerals already at the desired temperature. In this way, and in the same oven, the energy is technically exploited as well for the reduction as for the production of heat, so that it is mainly carbon dioxide which leaves the oven with the latent heat.
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This excess gas can also be used to preheat the circuit, outside the system, of the combustion air.
The addition of ore and the withdrawal of liquid metal can be done both continuously and in batches.
The operations described above should not necessarily take place in a single oven. However, if several ovens are used, they must take place in a form system. Liquefaction can thus be carried out outside the reducing furnace, the necessary thermal energy however having to be produced by post-combustion of the reaction gases (carbon monoxide) in the second furnace. The preliquefaction can also take place in several rotary kilns, for example, to take advantage of the rotary walls transferring heat more quickly to the liquid ore. Here too it is recommended to provide a volume of liquid ore significantly larger than the volume of ore brought.
This preliquefied ore can then be conveyed to the reducing furnace, so that only the reduction time determines the time for the ore to pass through the reducing furnace.
The catalyst bath, crucial in this process, does not necessarily have to be foreign to the ore; it can be constituted by a liquid column of the same ore. It has all the advantages already mentioned, including that of serving as a protective envelope, provided that the reduction phenomena are confined to the vertical median axis of the column.
All this presentation means that llon does not claim the patent for a precise catalyst bath, but rather for the unfolding of a process in a bath.
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suitable catalyst. This catalyst bath may or may not be related to the ore, but this is not the case for the finished molten product.