Procédé de production d'épongés de fer à partir de fines de minerais.
La production classique d'acier se pratique en deux phases principales, à savoir le passage par la phase "fonte" par enfournement dans un haut-fourneau de coke et de minerais de différentes compositions ainsi que de chaux et d'additions diverses suivant le produit final désiré.
La fonte ainsi obtenue est alors affinée dans des conteneurs (fours ou cornues) pour en faire de l'acier et lui donner les caractéristiques désirées.
Depuis quelques années certaines usines productrices, de construction plus récente, utilisent une réduction directe du minerai pour obtenir de l'acier et cela sans passer par la phase fonte.
De nombreux procédés, avec plus ou moins de succès, ont vu le jour dans ce domaine de la réduction directe.
En général le procédé de réduction directe utilise soit le principe du lit fixe descendant (principe du haut-fourneau) et ce avec de grosses granulométries soit le principe du lit fluidisé où le minerai, généralement concassé pour obtenir des dimensions plus réduites, est mis en suspension par insufflation par le bas de gaz réducteur.
De nombreux brevets connus (entre autres par exemples les brevets US 3.749.386;
3.764.123; 3.816.101; 3.816.101; 4.336.063; 4.428.072 etc ..) ont d'ailleurs été déposés dans ce domaine des lits fluidisés.
Néanmoins les méthodes décrites dans ces brevets présentent de grands inconvénients car si le flux de support n'est pas suffisant les particules les plus grosses restent en amas. Par contre si le flux est suffisant pour ces particules plus grosses, les particules très fines de minerai sont soit emportées par le flux de gaz ou alors elles s'agglutinent (stratification de la matière) et forme une masse difficilement réductible et augmentent également les difficultés d'extraction.
De même cette méthode présente des zones mortes où la réduction ne peut se produire sinon il faut utiliser des lits fixes circulants ce qui exige une plus grande dépense d'énergie pour les ventilateurs, et par là un rendement moindre du procédé.
Certains brevets ont d'ailleurs tenté de résoudre ces inconvénients mais cela en utilisant des moyens supplémentaires pour arriver à un résultat plus ou moins probant.
Ainsi les brevets US 5.435.831; 4.886.246; 5.762.681 indiquent que les fines sont séparées et ensuite traitées dans un autre système avant d'être réinjectées dans le réacteur de base.
Le brevet US 5.529.291 indique qu'il utilise plusieurs lits fluidisés couplés en série.
Le brevet US 6.132.489 décrit un procédé qui utilise deux zones superposées à savoir d'abord une zone pour le traitement des fines et au-dessus un lit fluidisé pour les plus grosses particules. Le brevet US 6.224.649 quant à lui est une "continuation in part" du brevet ci-avant. Ces brevets présentent les mêmes inconvénients que les précédents (nécessité d'appareillages supplémentaires de traitement des fines).
L'idée objet du présent brevet apporte une solution aux divers inconvénients décrits ci-avant.
Elle se base sur le principe du réacteur cyclonique destiné à brûler des déchets tel que décrit dans le brevet européen n[deg.] 1.143.195 qui a été déposé par le même inventeur que la présente demande.
Le minerai, généralement broyé pour obtenir de fines particules de l'ordre du rnillimètre et éventuellement mélangé à de faibles quantités de charbon ou de fines de coke, est introduit dans un préchaufièur, de type four tournant ou similaire, pour être chauffé à une température d'au moins de 600[deg.]C et ce par l'intermédiaire d'une partie des gaz combustibles sortant du réacteur principal à une température de l'ordre de 800[deg.]C.
Ces gaz combustibles doivent encore être purifiés car en sortant du réacteur principal ils emportent malgré tout les particules de minerais les plus fines (de l'ordre de quelques dixièmes de millimètre) et on les en retire dans un séparateur, de type classique, placé juste à la sortie du réacteur principal.
L'autre partie de ces gaz passent dans un échangeur puis dans un condenseur où la vapeur d'eau qu'ils contiennent est condensée, fls sont ensuite injectés dans un réacteur où s'effectue la séparation du dioxyde de carbone (CO2) par un procédé classique bien connu tel que le procédé chimique MEA ou le procédé physico-chimique PSA.
Ce gaz épuré est alors envoyé, par l'intermédiaire d'un ventilateur, dans le réchauffeur où sa température est amenée au moins à 600[deg.]C.
Le mélange de fines de minerais-fines de charbon ou coke, ainsi préchauffé,
est amené dans le conduit où il est repris par les gaz chauds provenant de l'échangeur et le tout est ensuite introduit tangentiellement, et de préférence pneumatiquement, dans le réacteur principal, et ce via une écluse rotative ou un sas ceci afin d'éviter toute fuite vu la composition de l'atmosphère et la légère pression régnant dans le réacteur principal.
Le fait d'introduire tangentiellement le mélange lui donne un mouvement tourbillonnaire.
Dans la partie basse du réacteur principal qui présente une forme tronconique on introduit, par des tuyères, un gaz réducteur qui est composé de gaz naturel auquel on a ajouté de la vapeur d'eau.
Un avantage important et primordial est que ce gaz réducteur et la vapeur d'eau sont, avant introduction dans le réacteur principal, soumis à l'action soit d'arcs électriques soit de préférence à l'action de torches à plasma telles que décrites dans le brevet WO 03010088, ce qui provoquent ainsi la dissociation du gaz naturel (CH4) en carbone (C) et hydrogène (2H2) ainsi que la décomposition partielle de la vapeur d'eau en hydrogène (H2) et oxygène (O), ce dernier permettant une recomposition du carbone (C) en monoxyde de carbone (CO).
Cet hydrogène en quantité importante étant pratiquement pur et à une température de sortie de près de 1250[deg.]C a, bien entendu, un pouvoir de réduction très puissant. Ce gaz réducteur ayant un mouvement ascendant, vu l'inclinaison des tuyères, maintient en suspension le mélange minerai-charbon/coke et permet ainsi une réduction des oxydes dudit mélange afin d'obtenir du fer sous forme d'épongés.
Une partie du gaz naturel décomposé reste également sous forme de fines particules de carbone qui interviennent de façon bénéfique dans la réduction de l'oxyde de fer ainsi que dans la réduction de la vapeur d'eau pour donner du monoxyde de carbone (CO) et libérer de l'hydrogène (2H2).
La température régnant dans le réacteur principal est maintenue aux environs de 1000[deg.]C, éventuellement par injection d'oxygène mais cela en quantité excessivement limitée et ceci afin de limiter la consommation d'énergie électrique.
La matière réduite (éponges de fer) et une très faible partie de minerai s'accumulent à la base du réacteur principal sur une sole toujours en contact avec du gaz réducteur ce qui permet ainsi de poursuivre et d'achever la réduction.
Grâce à des racleurs la matière réduite (éponges de fer) est refroidie en cascade sur des soles successives.
Cas extrême, si la réduction n'était pas complète malgré l'atmosphère très riche en hydrogène donc très réductrice régnant dans le réacteur,
on pourrait éventuellement coupler en série deux réacteurs semblables au cas décrit.
D'autres particularités et caractéristiques de l'invention ressortiront de la description d'un mode de réalisation avantageux repris ci après, à titre d'exemple non limitatif, et faisant référence au dessin annexé (figure 1).
La figure 1 présente une forme préférée du réducteur appliquant le procédé.
Le minerai (1) broyé sous forme de fines d'une dimension de l'ordre du millimètre et qui peut éventuellement être mélangé à de faibles quantités de fines de charbon ou de coke (2), est introduit dans le préchauffeur (3), de type four tournant ou similaire, où il est réchauffé à une température de l'ordre de 600[deg.]C et ce par l'intermédiaire d'une grande partie des gaz combustibles (4) sortant du réacteur principal (5) à une température voisine des 800[deg.]C.
et amenés dans ledit préchauffeur (3) par un conduit (6) récupérant les gaz à la sortie du séparateur (7) où s'effectue le retrait des très fines (quelques dixièmes de millimètre) particules de minerais emportées malgré tout.
Le restant des gaz combustibles (4) passe d'abord dans un échangeur (8) puis dans le condenseur (9) pour débarrasser ceux-ci de l'eau qu'ils contiennent. Ce gaz épuré est injecté dans un réacteur (10) où s'effectue la séparation du dioxyde de carbone (CO2) par un procédé connu tel que le procédé chimique MEA ou le procédé physicochimique PSA. Il est alors envoyé, par l'intermédiaire d'un ventilateur (11), dans l'échangeur (8) ou sa température est amenée vers 60.0[deg.]C.
Le mélange (12) fines de minerai/fines de charbon ou de coke, ainsi préchauffé dans le préchauffeur (3) est amené dans le conduit (13) où il est repris par le gaz chaud provenant de l'échangeur (8) et ensuite introduit tangentiellement dans le réacteur principal (5) grâce aux injecteurs (14). Cette introduction tangentielle donne au mélange un mouvement tourbillonnaire tout le long de la paroi (15) du réacteur principal (5)
L'atmosphère régnant dans le réacteur principal (5) est composée en majorité d'hydrogène, avec de faibles quantités de monoxyde de carbone (CO) et de dioxyde de carbone (CO2).
Vu la présence du CO et du CO2il est néanmoins utile de prévoir un système de séparation pour les retirer du mélange gazeux en vue d'augmenter le pourcentage en hydrogène.
Cette atmosphère est créée par l'introduction, par les conduits (16) et (17), situés dans la partie tronconique formée à la base du réacteur principal, de gaz naturel (CH4) (18) et de la vapeur l'eau (H2O) (19).
Ce mélange est préchauffé dans le caisson (20) à une température d'environ 600[deg.]C.
Les conduits (16) et (17) sont pourvus de moyens (21) adéquats (arc électrique voire de préférence torche plasma telle que décrite dans le brevet WO 03010088) pour déclencher la décomposition de gaz naturel (CH*) en hydrogène (2H2) et en carbone (C) ainsi que la décomposition partielle de la vapeur d'eau (H2O) en hydrogène (Ffe) et en oxygène (O), le carbone du gaz naturel et l'oxygène de la vapeur d'eau amenant ensuite une recomposition en monoxyde de carbone (CO).
A noter qu'une partie du carbone issu de la décomposition du gaz naturel reste cependant sous forme de fines particules qui agissent en plus lors de la réduction des oxydes de fer du minerai.
Le gaz réducteur (22), composé d'hydrogène pratiquement pur à une température d'environ 1250[deg.]C à la sortie des injecteurs (16) (17), étant introduit à la base du réacteur principal va, de par son mouvement ascendant freiner très fortement la descente du mélange fines de minerai-fines de charbon ou coke, augmentant par là le temps de séjour dans le réacteur principal et ainsi permettre une réduction pratiquement complète des oxydes de fer.
A noter que vu les dimensions réduites des fines de minerai le temps de séjour nécessaire n'est que de quelques dizaines de secondes. Le produit résultant (éponges de fer) tombe ensuite dans le fond du réacteur principal sur une sole (23), refroidie par eau ou par du gaz naturel, et munie d'un racleur.
Cette sole reste toujours en contact avec le gaz réducteur ce qui permet ainsi de parachever, si nécessaire, la réduction. La quantité de matière admise sur la sole peut être réglée grâce à un cône
(24) commandé par un moteur (25) et un courant de gaz ascendant.
Le refroidissement peut être poursuivi sur des soles successives, la matière étant amenée de proche en proche par des racleurs.
Les éponges de fer résultant de la réduction des fines de minerais sont ensuite extraites à la base (26) du réacteur principal et stockées pour utilisation ultérieure.
Process for producing iron sponges from ore fines
The classical production of steel is carried out in two main phases, namely the passage through the "melting" phase by charging in a blast furnace coke and ores of different compositions as well as lime and various additions depending on the product final desired.
The cast iron thus obtained is then refined in containers (ovens or retorts) to make steel and give it the desired characteristics.
In recent years some factories producing more recent construction use a direct reduction of ore to obtain steel without going through the melting phase.
Many processes, with varying degrees of success, have emerged in this field of direct reduction.
In general, the direct reduction process uses either the principle of the descending fixed bed (principle of the blast furnace) and this with large granulometries is the principle of the fluidized bed where the ore, generally crushed to obtain smaller dimensions, is put into operation. suspension by insufflation from the bottom of reducing gas.
Numerous known patents (among others, for example US Patents 3,749,386;
3,764,123; 3,816,101; 3,816,101; 4,336,063; 4.428.072 etc.) have also been filed in this field of fluidized beds.
However, the methods described in these patents have great disadvantages because if the support flow is not sufficient the larger particles remain in clusters. On the other hand, if the flow is sufficient for these larger particles, the very fine ore particles are either carried away by the gas flow or they agglutinate (stratification of the material) and form a mass that is difficult to reduce and also increase the difficulties. extraction.
Similarly, this method has dead zones where the reduction can not occur otherwise it is necessary to use fixed beds circulating which requires a greater energy expenditure for the fans, and thus a lower yield of the process.
Some patents have also tried to solve these disadvantages, but using additional means to achieve a more or less convincing result.
Thus US Pat. Nos. 5,435,831; 4,886,246; 5,762,681 indicate that the fines are separated and then processed in another system before being reinjected into the base reactor.
US Pat. No. 5,529,291 indicates that it uses several fluidized beds coupled in series.
US Pat. No. 6,132,489 describes a method that uses two superimposed zones, namely first an area for the treatment of fines and above a fluidized bed for larger particles. US Pat. No. 6,224,649 is a "continuation in part" of the above patent. These patents have the same drawbacks as the previous ones (need for additional equipment for processing fines).
The idea that is the subject of this patent provides a solution to the various disadvantages described above.
It is based on the principle of cyclonic reactor for burning waste as described in European Patent No. [deg.] 1.143.195 which was filed by the same inventor as the present application.
The ore, generally milled to obtain fine particles of the order of the millimeter and optionally mixed with small amounts of coal or coke fines, is introduced into a preheat, rotary furnace type or the like, to be heated to a temperature of by at least 600 [deg.] C, through a portion of the combustible gases leaving the main reactor at a temperature of about 800 [deg.] C.
These combustible gases have yet to be purified because, while leaving the main reactor, they still carry the finest ore particles (of the order of a few tenths of a millimeter) and are removed from them in a separator, of the conventional type, placed just at the outlet of the main reactor.
The other part of these gases pass through an exchanger and then into a condenser where the water vapor they contain is condensed, they are then injected into a reactor where the separation of carbon dioxide (CO2) is carried out by a well-known conventional method such as the MEA chemical process or the PSA physico-chemical method.
This purified gas is then sent, via a fan, into the heater where its temperature is brought to at least 600 [deg.] C.
The mixture of fine ores-fines of coal or coke, thus preheated,
is fed into the duct where it is taken up by the hot gases coming from the exchanger and the whole is then introduced tangentially, and preferably pneumatically, into the main reactor, and this via a rotary lock or airlock to avoid this. any leak given the composition of the atmosphere and the slight pressure in the main reactor.
Tangentially introducing the mixture gives it a swirling motion.
In the lower part of the main reactor which has a frustoconical shape is introduced, by nozzles, a reducing gas which is composed of natural gas to which water vapor has been added.
A major and important advantage is that this reducing gas and the water vapor are, before introduction into the main reactor, subjected to the action of electric arcs or preferably to the action of plasma torches as described in patent WO 03010088, which thus causes the dissociation of natural gas (CH4) in carbon (C) and hydrogen (2H2) as well as the partial decomposition of water vapor in hydrogen (H2) and oxygen (O), this last allowing a recomposition of carbon (C) to carbon monoxide (CO).
This large quantity of hydrogen being practically pure and at an outlet temperature of around 1250 [deg.] C has, of course, a very powerful reduction power. This reducing gas having an upward movement, given the inclination of the nozzles, keeps in suspension the ore-coal / coke mixture and thus allows a reduction of the oxides of said mixture to obtain iron in the form of sponges.
Part of the decomposed natural gas also remains in the form of fine carbon particles that beneficially intervene in the reduction of iron oxide and in the reduction of water vapor to carbon monoxide (CO) and release hydrogen (2H2).
The temperature prevailing in the main reactor is maintained at around 1000 [deg.] C, possibly by oxygen injection, but this in excessively limited quantity and this in order to limit the consumption of electrical energy.
The reduced material (iron sponges) and a very small portion of ore accumulate at the base of the main reactor on a sole still in contact with the reducing gas, thereby allowing the reduction to be continued and completed.
Thanks to scrapers the reduced material (iron sponges) is cooled in cascade on successive soles.
Extreme case, if the reduction was not complete despite the atmosphere very rich in hydrogen therefore very reducing prevailing in the reactor,
one could possibly couple in series two reactors similar to the case described.
Other features and characteristics of the invention will become apparent from the description of an advantageous embodiment given below, by way of non-limiting example, and referring to the accompanying drawing (Figure 1).
Figure 1 shows a preferred form of the reducer applying the method.
The ore (1) milled in the form of fines of a size of the order of one millimeter and which may optionally be mixed with small amounts of fines of coal or coke (2), is introduced into the preheater (3), rotary furnace type or the like, where it is heated to a temperature of the order of 600 [deg.] C and that through a large part of the fuel gas (4) leaving the main reactor (5) to a temperature close to 800 [deg.] C.
and fed into said preheater (3) via a conduit (6) recovering the gases at the outlet of the separator (7) where the very fine particles (a few tenths of a millimeter) are removed from the ore particles still carried away.
The remainder of the combustible gases (4) passes first into an exchanger (8) and then into the condenser (9) to rid them of the water they contain. This purified gas is injected into a reactor (10) where the separation of carbon dioxide (CO2) is carried out by a known method such as the MEA chemical process or the PSA physicochemical method. It is then sent, via a fan (11), into the exchanger (8) where its temperature is brought to 60.0 [deg.] C.
The mixture (12) fine ore / fines coal or coke, and preheated in the preheater (3) is fed into the conduit (13) where it is taken up by the hot gas from the exchanger (8) and then introduced tangentially into the main reactor (5) through the injectors (14). This tangential introduction gives the mixture a swirling motion all along the wall (15) of the main reactor (5)
The atmosphere in the main reactor (5) is mostly composed of hydrogen, with small amounts of carbon monoxide (CO) and carbon dioxide (CO2).
Given the presence of CO and CO2 it is nevertheless useful to provide a separation system to remove them from the gas mixture to increase the percentage of hydrogen.
This atmosphere is created by the introduction, through the ducts (16) and (17), located in the frustoconical portion formed at the base of the main reactor, natural gas (CH4) (18) and steam water ( H2O) (19).
This mixture is preheated in the box (20) at a temperature of about 600 [deg.] C.
The ducts (16) and (17) are provided with means (21) suitable (electric arc or preferably plasma torch as described in patent WO 03010088) to trigger the decomposition of natural gas (CH *) hydrogen (2H2) and carbon (C) as well as the partial decomposition of water vapor (H2O) into hydrogen (Ffe) and oxygen (O), carbon of natural gas and oxygen of water vapor then recomposition to carbon monoxide (CO).
It should be noted that a part of the carbon resulting from the decomposition of natural gas remains however in the form of fine particles which act in addition during the reduction of the iron oxides of the ore.
The reducing gas (22), composed of substantially pure hydrogen at a temperature of about 1250 [deg.] C at the outlet of the injectors (16) (17), being introduced at the base of the main reactor will, by its upward movement very strongly curb the descent of the fine coal-ore mixture or coke, thereby increasing the residence time in the main reactor and thus allow a substantially complete reduction of the iron oxides.
Note that given the small size of ore fines the required residence time is only a few tens of seconds. The resulting product (iron sponges) then falls into the bottom of the main reactor on a hearth (23), cooled by water or natural gas, and provided with a scraper.
This sole is always in contact with the reducing gas which thus allows to complete, if necessary, the reduction. The quantity of material allowed on the hearth can be adjusted thanks to a cone
(24) controlled by a motor (25) and an upward gas flow.
The cooling can be continued on successive soles, the material being brought gradually by scrapers.
The iron sponges resulting from the reduction of ore fines are then extracted at the base (26) of the main reactor and stored for later use.