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Die Erfindung betrifft ein Verfahren zum Verwerten von eisen- und schwermetallhältigen Rest- stoffen, gegebenenfalls unter Zugabe von Eisenerz, wobei die Reststoffe zusammen mit Redukti- onsmittel, wie Kohle und/oder Koks und/oder kohlenstoffhaltigen und/oder kohlenwasserstoffhalti- gen Reststoffen und/oder Kohlenwasserstoffen in fester und/oder flüssiger und/oder gasförmiger Form, sowie Sauerstoff und/oder sauerstoffangereicherte Luft in einen Schmelzzyklon eingebracht, verwirbelt und gezündet werden, die Reststoffe aufgeschmolzen werden, flüchtige Schwermetalle reduziert und verdampft werden, Eisenoxide reduziert werden, die Gase und die Schmelze aus dem Schmelzzyklon gemeinsam in ein unmittelbar gekoppeltes Abscheidegefäss überführt werden, in welchem eine Trennung von Schmelze und Gasen erfolgt,
die verdampften Schwermetalle ausserhalb des Abscheidegefässes aus den Gasen abgeschieden werden und die Schmelze in ein vom Abscheidegefäss getrenntes metallurgisches Gefäss überführt wird, sowie eine Anlage zur Durchführung des Verfahrens.
Ein grosses Problem der eisen- und stahlerzeugenden Industrie liegt in den in grossen Mengen anfallenden eisen- und schwermetallhältigen Reststoffen, wie zum Beispiel Ofenstäuben, Schläm- men, Walzzunder und dergleichen, die nur mit grossem Aufwand einer Wiederverwertung zugäng- lich sind und daher meist deponiert werden, ohne aus ihrem Wertstoffinhalt Nutzen zu ziehen.
Aus ökologischer und wirtschaftlicher Sicht besteht ein Bedarf, die Reststoffe möglichst voll- ständig in verwertbare Produkte zu überführen und so Abfall zu vermeiden, welcher sonst depo- niert werden müsste. Technisch und wirtschaftlich gut verwertbare Produkte, in welche die Reststof- fe übergeführt werden können, sind dabei metallisches Eisen, eisenarme Schlacke, die in der Zementherstellung einsetzbar ist, und ein Konzentrat der flüchtigen Schwermetalle in Form der Oxide von Zink, Blei und Cadmium. Darüber hinaus ist eine moglichst weitgehende Nutzung der Prozessabwärme ökologisch erwünscht.
Bei einem in der DE-44 39 939 A1 beschriebenen Verfahren werden Reststoffe in einem Schmelzzyklon eingeschmolzen, die Schwermetalle verdampft und aus dem Abgas nach einer Oxidation als Staubfraktion abgeschieden. Die verbleibende Schlacke wird in einem Unterofen durch Aufblasen von Reduktionsgas und Sauerstoff weiter an Schwermetallen verarmt und in der Folge als Einsatzstoff für die Zement- oder Steinwolleherstellung verwendet. Eisenoxide werden in diesem Verfahren jedoch nicht zu metallischem Eisen reduziert, wodurch ein wesentlicher Be- standteil der Reststoffe ungenutzt bleibt.
Eine Vorrichtung zum Reduzieren und Einschmelzen von Eisenerz ist in der EP-0 735 146 A1 beschrieben. Gemäss der EP-0 735 146 A1 wird Eisenerz in einem Schmelzzyklon reduziert und geschmolzen und gelangt in ein sich unmittelbar unterhalb des Schmelzzyklons anschliessendes metallurgisches Gefäss, in dem unter Bildung eines Prozessgases aus auf die Schlacke-/Metall- schicht aufgeblasener Kohle und eingeblasenem Sauerstoff die Endreduktion und das vollständige Aufschmelzen des Eisens stattfindet. Das reduzierende Prozessgas wird teilweise mit Sauerstoff verbrannt und liefert auf diese Weise sowohl im Schmelzgefäss als auch im Schmelzzyklon die für die Schmelze und die Reduktion nötige Wärme. Die Abgase werden an der oberen Öffnung des Schmelzzyklons abgezogen.
Eine Verwertung von schwermetallhältigen Reststoffen wäre gemäss diesem Verfahren nicht möglich, da sämtliche Abgase an der oberen Öffnung des Schmelzzyklons abgezogen werden, wodurch die Verwirbelung des Materials im Schmelzzyklon beeinträchtigt wird und somit eine vollständige Verdampfung der Schwermetalle nicht mehr gewährleistet wäre. Zudem würde die Nachverbrennung der Abgase dazu führen, dass Schwermetalle bereits im Schmelzzyklon wieder zu festen Schwermetalloxiden oxidiert und im Schmelzzyklon daher wieder grossteils abgeschieden würden.
Ein Verfahren der eingangs genannten Art ist in der DE 35 36 635 A1 beschrieben. Gemäss diesem Verfahren werden die Reststoffe unter reduzierenden Bedingungen in einem Schmelzzyk- lon geschmolzen. Die verdampften Schwermetalle werden aus dem Gas abgetrennt und die Schla- cke wird in einen Stahlkonverter auf das vorhandene Roheisen gegeben, wobei Eisenoxid aus der Schlacke mit dem im Roheisen vorhandenen Kohlenstoff zu Eisen reduziert wird.
Dieses Verfahren weist jedoch einige Nachteile auf. So ist der Einsatz an Schlacke aufgrund der geringen Kohlenstoffmenge im Roheisen auf etwa 50 kg/t Roheisen begrenzt, da sonst die Produktivität des Stahlkonverters wesentlich verringert würde. Das Reduktionspotential des Rohei- sens reicht für grössere Mengen an eisenoxidhältiger Schlacke nicht aus. Die Flüssigchargierung
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derartig geringer Mengen an Schlacke führt zu Störungen des Produktionsablaufs am Konverter, insbesondere durch die zusätzlichen Kranoperationen, und dadurch ebenfalls zu einer Verringe- rung der Produktivität. Ein weiteres Problem stellen die in der Schlacke enthaltenen unerwünsch- ten Begleitstoffe, wie Schwefel und Phosphor, dar, die zu einer Qualitätsminderung des im Stahl- konverter produzierten Stahls führen.
Die Ausbeute an Eisen aus der Schlacke ist ebenfalls unge- nügend, da die verbleibende Stahlwerksschlacke üblicherweise einen Gehalt an Eisenoxid von 20% bis 30% aufweist. Aufgrund des hohen Eisenoxidgehalts kann diese Schlacke auch nicht einer Verwertung in der Zementindustrie zugeführt werden.
Ein Verfahren zur Rückgewinnung von Eisen und Schwermetallen wie Zink und Blei aus Rück- ständen der Stahlindustrie ist in der AT 407 878 B beschrieben. Bei diesem Verfahren werden das schwermetallhältige Gas, das teilreduzierte Eisen und die Schlacke in einen unmittelbar mit dem Schmelzzyklon gekoppelten Ofen überführt, in welchen Reduktionsmittel und Sauerstoff zwecks Fertigreduktion des Eisens eingeblasen werden. Die für die Reduktion benötigte Energie wird über einen direkten Lichtbogen in den Ofen eingebracht. Das schwermetallhältige Gas wird gemäss diesem Verfahren ausserhalb des Ofens nachverbrannt und die sich dabei bildenden Schwerme- talloxide abgeschieden.
Aufgrund der unmittelbaren Kopplung des Ofens mit dem Schmelzzyklon ist es nicht möglich, die verschiedenen Produkte in ihrer für eine Weiterverarbeitung erforderlichen Form, insbesondere mit gleichbleibender hoher Qualität, zu erhalten. Die genaue Einstellung einer bestimmten Eisen- analyse oder einer bestimmten Temperatur der Eisenschmelze kann nicht bewerkstelligt werden.
Weiters ist auch die Einstellung einer für die Nutzung in der Zementherstellung erforderlichen Zusammensetzung der Schlacke mit einem Eisengehalt von kleiner 2% nicht möglich.
Auch die Qualität des erzeugten Schwermetallproduktes leidet unter der direkten Kopplung des Schmelzzyklons mit dem Ofen, in dem die Reduktion zu Eisen stattfindet, da bei der Reduktion grössere Mengen an Staub freigesetzt werden, die zusammen mit den Schwermetallen des schwer- metallhältigen Gases aus dem Schmelzzyklon niedergeschlagen werden. Zudem wird die Prozess- kontrolle durch das Abstimmen der im Schmelzzyklon, im Ofen und in dessen Abgasleitung gleich- zeitig ablaufenden Reaktionen erheblich erschwert.
Die Erfindung stellt sich die Aufgabe, das aus der österreichischen Anmeldung AT 407 878 B bekannte Verfahren und die bekannte Anlage derart weiterzuentwickeln, dass eisen- und schwer- metallhältige Reststoffe, gegebenenfalls unter Zugabe von Eisenerz, zu 100% in verwertbare Produkte gleichbleibender hoher Qualität umgewandelt werden und kein weiterer Abfall entsteht, wobei im Gegensatz zum bekannten Verfahren eine einfache Prozesskontrolle und ein verlässlicher Betrieb der Anlage möglich sein sollen. Insbesondere sollen eine genaue Einstellung der Analyse und der Temperatur der Eisenschmelze sowie die Erzeugung einer in der Zementherstellung nutzbaren Schlacke mit einem Eisengehalt kleiner 2% ermöglicht werden. Weiters soll die Qualität des erzeugten Schwermetallproduktes verbessert werden.
Gegenüber konkurrierenden Verfahren soll eine Betriebskosteneinsparung resultieren.
Diese Aufgabe wird erfindungsgemäss dadurch gelöst, dass in das metallurgische Gefäss einer- seits Reduktionsmittel zugeführt werden, die Eisenoxide der Schmelze unter Bildung einer eisen- armen Schlacke zu Eisen reduziert werden und andererseits elektrische Energie zur zumindest teilweisen Deckung der Wärmeverluste und der Reduktionsenergie eingebracht wird.
Da im Abscheidegefäss lediglich eine Trennung von Schmelze und Gasen, jedoch noch keine Weiterbehandlung der im Zyklon erhaltenen Produkte erfolgt, werden die nachfolgenden Pro- zessschritte, nämlich die Reduktion des Eisens, die Abtrennung der Schwermetalle von den Gasen sowie die Einstellung von Eisen- und Schlackequalität, völlig unabhängig voneinander und können damit ohne Rücksicht aufeinander jeweils in optimaler Weise durchgeführt werden. Dies führt zu einer besseren Qualität der Eisenschmelze, der Schlacke und des Schwermetallproduktes und bedingt eine deutlich einfachere Prozesssteuerung und -kontrolle.
Vorzugsweise erfolgt die Abtrennung der verdampften Schwermetalle von den übrigen Gasen, indem die Gase unmittelbar nach dem Austritt aus dem Abscheidegefäss mittels Luft oder sauer- stoffangereicherter Luft nachverbrannt und die Schwermetalle hierbei in eine feste oxidische Form gebracht und anschliessend aus den Gasen abgeschieden werden. Die Abscheideeinrichtung ist hierbei bevorzugt als Schlauchfiltereinheit ausgebildet. Das abgesonderte Metalloxid, beispielswei- se ZnO, kann als Ausgangsprodukt für die Zinkerzeugung eingesetzt werden.
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Um den Prozess ökonomischer zu gestalten, werden die Gase nach der Nachverbrennung vor- teilhaft unter Erzeugung von Dampf in einem Wärmetauscher gekühlt.
In einer weiteren Variante werden die Gase unmittelbar am Austritt aus dem Abscheidegefäss mittels Wasser gequencht, die Schwermetalle werden kondensiert und mittels eines nassen Staub- abscheideverfahrens, wie z. B. Venturiwäscher oder Nasselektrofilter, abgeschieden. In der wässri- gen Phase oxidieren die Schwermetalle zu Oxiden, die anschliessend abgetrennt werden Die gereinigten Gase, unter denen sich brennbare Gase, wie Kohlenmonoxid und Wasserstoff, befin- den, werden anschliessend einer Nutzung, z. B. einer Verbrennung zur Energiegewinnung, zuge- führt
Zur direkten Reduktion des vorwiegend als FeO in der Schmelze vorliegenden Eisens werden als kohlenstoffhältige Reduktionsmittel Koks und/oder Kohle und/oder kohlenstoffhältige und/oder kohlenwasserstoffhältige Reststoffe in das metallurgische Gefäss eingebracht, vorzugsweise einge- blasen.
Zu diesem Zweck ist das metallurgische Gefäss mit mindestens einer Lanze und/oder Düse zum Einblasen von Reduktionsmittel ausgestattet.
Im Fall der gewünschten Überfuhrung von nichtflüchtigen Schwermetallen, die sich bei Zugabe von kohlenstoffhältigen Reduktionsmitteln nicht oder nur teilweise reduzieren lassen, in die Metall- schmelze wird zur weiteren Reduktion ein stärkeres Reduktionsmittel, zum Beispiel Ferrosilizium oder Aluminium, in das metallurgische Gefäss eingebracht. Dieses wird im allgemeinen im An- schluss an die Reduktion mit kohlenstoffhältigen Reduktionsmitteln eingesetzt.
Weiters wird vorzugsweise ein Teil der zu reduzierenden Eisenoxide mittels bei der Reduktion von Eisenoxid mit kohlenstoffhaltigem Reduktionsmittel entstehendem Kohlenmonoxid reduziert.
Die zur Reduktion und zur Deckung der Wärmeverluste benötigte Energie wird grossteils durch die elektrische Energie eingebracht. Dies ist besonders vorteilhaft, da in Form von Kohlenstoff oder Kohlenwasserstoff eingebrachte chemische Energie nur teilweise genutzt werden kann, weil wegen der erforderlichen Eisenreduktion die Verbrennung nur bis zu einem gewissen CO/C02-Verhältnis möglich ist. Die elektrische Energie wird vorzugsweise über Graphitelektroden eingebracht.
In einer weiteren Variante wird die elektrische Energie induktiv eingebracht.
Vorteilhaft werden die bei der Reduktion der in der Schmelze vorhandenen Metalloxide entste- henden Gase, im wesentlichen CO, welches auch teilweise für die Reduktion verbraucht wird, mittels Sauerstoff oder sauerstoffangereicherter Luft im oberen Bereich des metallurgischen Gefä- #es teilweise nachverbrannt. Die teilweise Nachverbrennung von CO zu CO2 liefert einen Teil der zur Abdeckung der Wärmeverluste und zur Reduktion benötigten Energie.
Eine weitere Ausführungsform des erfindungsgemässen Verfahrens ist dadurch gekennzeich- net, dass die benötigte Energie zum Teil mittels eines im metallurgischen Gefäss vorgesehenen Brenners eingebracht wird.
Vorteilhaft wird die Schmelze während der Reduktion und/oder während des Einbringens von Energie gerührt, vorzugsweise durch Bodenspülen. Das metallurgische Gefäss ist hierzu mit einer Einrichtung zum Rühren ausgestattet, beispielsweise Bodenspülelementen oder anderen dem Fachmann bekannten Rührvorrichtungen.
Vorzugsweise erfolgt eine Konditionierung der Eisenschmelze dadurch, dass sie auf eine fur einen nachfolgenden Giessvorgang geeignete Temperatur, bevorzugt mittels elektrischer Energie, aufgeheizt wird. Vorteilhaft wird durch Zugabe von Legierungsstoffen eine gewünschte Zusam- mensetzung der Eisenschmelze eingestellt.
In einer bevorzugten Ausgestaltung werden die im metallurgischen Gefäss entstehenden Gase abgesaugt und gereinigt, wobei der abgeschiedene Staub vorzugsweise als Reststoff dem Schmelzzyklon zugeführt wird, da der Staub Eisenkomponenten und auch Schwermetalle enthält.
Zweckmässig werden die Schlacke und die Eisenschmelze getrennt abgegossen.
Im metallurgischen Gefäss wird nach dem Abgiessen der Schlacke und der Eisenschmelze zweckmässigerweise ein Metallschmelzsumpf zurückbehalten und im metallurgischen Gefäss als Vorlage mit hohem Kohlenstoffgehalt und hoher Temperatur für eine neue Schmelzencharge ver- wendet. Durch die Wärmekapazität der Restschmelze und deren Kohlenstoffgehalt kann eine Ver- gleichmässigung des Prozesses erreicht bzw. der erste Reduktionsschritt der neuen Charge durch- geführt werden, bis wieder eine bestimmte Tiefsttemperatur und ein Tiefstkohlenstoffgehalt erreicht werden.
Dieser Schmelzsumpf wird vorteilhaft mit einer gewissen Menge an eisenarmer Schlacke
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bedeckt, die vorzugsweise aus Flugasche, Giessereisand und Koks und/oder Kohle gebildet wird, und Schmelzsumpf und Schlacke werden anschliessend im metallurgischen Gefäss als Vorlage für eine neue Schmelzencharge verwendet. Diese saure Ausgangsschlacke bewirkt eine erhebliche Absenkung der Schmelztemperatur der nach der Reduktion resultierenden Schlacke, so dass die Reduktion bis zu relativ tiefen Temperaturen durchgeführt werden kann.
Gemäss einer bevorzugten Ausgestaltung des Verfahrens wird die Reduktion der Schmelze ei- nerseits und die Konditionierung andererseits an getrennten Standorten durchgeführt, wobei ein transportables metallurgisches Gefäss verwendet wird. Hierdurch wird die Regelung der Pro- zessschritte noch übersichtlicher und einfacher. In einer anderen Variante werden die Reduktion der Schmelze und die Einbringung der elektrischen Energie an getrennten Standorten durchgeführt, wobei ein transportables metallurgisches Gefäss verwendet wird.
Ein weiterer Vorteil der getrennten Schritte liegt darin, dass das Verfahren gleichsam semi-kon- tinuierlich durchgeführt werden kann, d. h., dass während der Reduktionsphase der Schmelze einer Charge die vorhergehende Charge konditioniert werden kann. Bei dieser bevorzugten Ausfüh- rungsform werden mindestens zwei metallurgische Gefässe, vorzugsweise Pfannen, eingesetzt.
Vorzugsweise wird die Schmelze in der Zeit, in der in das transportable metallurgische Gefäss keine Schmelze zugeführt werden kann, insbesondere wenn sich das metallurgische Gefäss zum Abgiessen und/oder Konditionieren der Schmelze und/oder zur Einbringung der elektrischen Ener- gie an einem anderen Ort befindet, im Abscheidegefäss zwischengespeichert.
Alternativ wird die Schmelze zwischen dem Abscheidegefäss und dem transportablen metallur- gischen Gefäss in einer ortsfesten Speichereinrichtung zur Überbrückung von Prozessunterbrechun- gen, wie Aufheizperioden, Gefässwechsel etc., zwischengespeichert. Zu diesem Zweck ist vorteil- haft anschliessend an die Austrittsöffnung des Abscheidegefässes eine Speichereinrichtung für die Schmelze in Form einer Kipprinne vorgesehen. Diese ist zweckmässig mit Feuerfestmaterial aus- gemauert und/oder zur Deckung von Wärmeverlusten mit einem Brenner ausgestattet.
Vorteilhaft werden die eisen- und schwermetallhältigen Reststoffe in schwermetallreiche und schwermetallarme Reststoffe getrennt gesammelt und getrennt im Schmelzzyklon eingesetzt und aus den Gasen abgetrennte Schwermetalle bei Einsatz schwermetallarmer Reststoffe den schwer- metallreichen Reststoffen zugeführt.
In einer anderen Ausführungsform werden die aus den Gasen abgeschiedenen Schwermetalle gesammelt und wieder im Schmelzzyklon bis zu einer für die Ausschleusung gewünschten Anrei- cherung der Schwermetalle eingesetzt, insbesondere geregelt unter kontinuierlicher Messung einer oder mehrerer Schwermetallkonzentrationen im abgeschiedenen Staub.
Die Wärmeverluste aus dem Schmelzzyklon und/oder dem Abscheidegefäss werden bevorzugt zur Dampferzeugung eingesetzt. Zweckmässigerweise sind der Schmelzzyklon und/oder das Ab- scheidegefäss dazu mit einer Kühleinrichtung, wie einer Verdampfungskühleinrichtung, ausgestat- tet.
In einer weiteren bevorzugten Ausführung wird die Schlacke nach dem Abgiessen in geeigneter Weise erstarren gelassen, beispielsweise mittels Giessbett oder Trockengranulation, und als Einsatzmaterial für die Zementherstellung, beispielsweise als Klinker, verwendet.
Eine erfindungsgemässe Anlage zum Verwerten von eisen- und schwermetallhältigen Reststof- fen, gegebenenfalls unter Zugabe von Eisenerz, ist durch die Kombination folgender Merkmale gekennzeichnet : - ein im wesentlichen vertikaler Schmelzzyklon, der eine Bodenöffnung für den Austritt von
Gasen und Schmelze, eine oder mehrere in den Schmelzzyklon mündende, im wesentli- chen horizontale Zuführungen für feste Einsatzstoffe und für Gase und eine Zündeinrich- tung aufweist, - ein an den Schmelzzyklon unmittelbar gekoppeltes Abscheidegefäss, welches eine Öffnung zum Austritt von Gasen und eine zweite Öffnung zum Austritt der Schmelze aufweist, - eine Abgasleitung, die von der Abgasöffnung des Abscheidegefässes ausgeht und zu einer
Einrichtung für die Abtrennung der Schwermetalle aus den aus dem Abscheidegefäss ent- weichenden Gasen führt,
- mindestens ein metallurgisches Gefäss, welches mindestens eine Einrichtung zur Zufüh- rung von Reduktionsmittel und mindestens eine Einrichtung zum Abgiessen von Eisen- schmelze und Schlacke aufweist,
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- eine Einrichtung zum Überführen der Schmelze von der Schmelzenaustrittsöffnung des
Abscheidegefässes in das metallurgische Gefäss und - eine Einrichtung zur elektrischen Beheizung des metallurgischen Gefässes.
Vorzugsweise ist die vom Abscheidegefäss ausgehende Abgasleitung mit einer Öffnung zur Zu- fuhr von Luft oder sauerstoffangereicherter Luft ausgestattet. Die Öffnung ist bevorzugt in Form einer Schiebemuffe ausgebildet.
Weiters ist bevorzugt eine Vorrichtung zum Einblasen von Sauerstoff in das metallurgische Ge- fäss vorgesehen, um die bei der Reduktion entstehenden Gase nachzuverbrennen.
Das metallurgische Gefäss ist vorteilhaft mit einem ausreichend grossen Volumen ausgestattet, um über dem Metallsumpf von der vorhergehenden Charge, dem Metall aus der Reduktion und der entstehenden Schlacke noch genügend Platz für die mit Schäumen verbundene Reduktionsreakti- on aufzuweisen.
In einer bevorzugten Ausgestaltung ist die Einrichtung zur elektrischen Beheizung in Form von Graphitelektroden oder einer induktiven Heizung ausgeführt.
In einer weiteren bevorzugten Ausführung ist das metallurgische Gefäss als transportables Ge- fäss, insbesondere als Pfanne, ausgebildet.
Vorteilhaft ist eine Transporteinrichtung zum Verfahren des(r) metallurgischen Gefässe (s) vor- gesehen.
Zweckmässig sind Zuführeinrichtungen zum Zuführen stückiger und/oder feinkörniger Materia- lien in das metallurgische Gefäss vorgesehen, beispielsweise für Flugasche, Feinkohle etc.
In der vom Abscheidegefäss ausgehenden Abgasleitung ist vorzugsweise ein Wärmetauscher, insbesondere ein Dampfkessel, vorgesehen.
Die Erfindung ist nachfolgend anhand der Zeichnung näher erläutert, wobei die Figur eine Aus- führungsform der erfindungsgemässen Anlage bzw. des Verfahrens in Blockdarstellung veran- schaulicht.
Um Reststoffe mit den für einen Einsatz im Schmelzzyklon benötigten Eigenschaften zu erhal- ten, werden diese einer Vorbehandlung unterzogen. Die eisen- und schwermetallhältigen Reststof- fe, insbesondere die Schlämme, werden getrocknet, wobei die ölhaltigen Schlämme gesondert behandelt werden. Weiters ist eine Trennung der Reststoffe in schwermetallreiche und-arme mög- lich. Dies hat unter anderem den Vorteil, dass bei Einsatz schwermetallreicher Reststoffe bereits bei einmaliger Durchführung des erfindungsgemässen Verfahrens ein Schwermetallkonzentrat erhalten wird, welches sich zur Weiterverarbeitung eignet.
Die ölhältigen Schlämme, die meist hohe Anteile an organischen Komponenten aufweisen und deshalb nicht wie die übrigen Reststoffe direkt getrocknet werden können, werden beispielsweise vorgemischt und in den Aufgabebehälter chargiert. Von dort werden die Schlämme über ein Auf- gabesystem in eine Misch-Trocknungs-Vorrichtung 1 dosiert, in welcher das chargierte Material mittels eines Thermo-ÖI-Systems indirekt getrocknet wird. Der Thermo-ÖI-Generator wird dabei zum Beispiel mit Erdgas-Brennern aufgeheizt. Das Abgas des Trockners wird als Verbrennungsluft verwendet, so dass keine Kohlenwasserstoffe freigesetzt werden. Die getrockneten Schlämme werden in einen Pufferbehälter und von dort in den entsprechenden Vorratsbunker chargiert.
Die übrigen Schlämme werden in einem kontinuierlich arbeitenden Trockner 2 mittels Heisswind auf den für ein Einblasen in den Schmelzzyklon geeigneten Feuchtigkeitsgehalt getrocknet. Die Endfeuchte des Produkts wird dabei über die Abgastemperatur gesteuert, welche der Produkt- feuchte direkt proportional ist Das Abgas des Trockners wird in einem Zyklon grob- und in einem Schlauchfilter feinentstaubt. Das getrocknete Material wird zerkleinert und in einen Vorratsbunker chargiert
Andere Reststoffe und/oder Reduktionsmittel, wie zum Beispiel Walzzunder oder Kohle, wer- den in geeigneten Vorrichtungen 3 auf eine Grösse zerkleinert bzw. gemahlen, die für ein Einblasen in den Schmelzzyklon akzeptabel ist, und danach in einem entsprechenden Silo gelagert.
Stäube werden ohne Vorbehandlung pneumatisch in Vorratssilos gefördert, von wo sie konti- nuierlich entnommen werden, um mit den übrigen Reststoffen und, falls Schlackenbildner nicht in ausreichender Menge in den Reststoffen enthalten sind, Zuschlagstoffen in entsprechenden Men- genverhältnissen gemischt zu werden. Eine Zugabe von Zuschlagstoffen soll jedoch möglichst ver- mieden werden, indem eine entsprechende, ausreichend Schlackenbildner enthaltende Mischung von verschiedenen Reststoffen ausgewählt wird.
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Die Einsatzmaterialien Reststoffe, Reduktionsmittel und Zuschlagstoffe, welche alle im wesent- lichen wasserfrei sein sollten, werden in den entsprechenden Mengen in einen Intensivmischer 4 kontinuierlich eingebracht und homogenisiert. Vom Mischer 4 gelangt das Stoffgemisch zu einem groben Sieb 5, wo Teilchen mit einer Grösse über 4 mm aus dem Gemisch entfernt werden. Das gesiebte Gemisch wird in Vorratssilos, vorzugsweise getrennt für schwermetallreiche und-arme Reststoffe, gelagert.
Mittels pneumatischer Systeme wird das genau abgewogene Feststoffgemisch mit Sauerstoff oder sauerstoffangereicherter Luft in den im wesentlichen vertikalen, zylinderförmigen Schmelzzyk- on 6 im wesentlichen tangential eingeblasen, verwirbelt und durch einen mit Sauerstoff und einem gasförmigen Brennstoff gespeisten Brenner, welcher in den Zyklonbrenner integriert ist, gezündet.
Der Zyklonbrenner weist neben dem zur Zündung vorgesehenen Hilfsbrenner ein Feuerkontrollsys- tem, eine Flammendetektion und ein Überwachungssystem auf. Es können auch mehrere Brenner an verschiedenen Stellen des Schmelzzyklons 6 vorgesehen sein.
Im Inneren des Schmelzzyklons 6 findet eine Reduktion der in den Reststoffen enthaltenen Eisenoxide und flüchtigen Schwermetalle sowie gegebenenfalls des Eisenerzes statt, wobei Eisen- oxide vorwiegend zu FeO und die flüchtigen Schwermetalle zum Metall reduziert werden. Weiters wird eine Verdampfung der flüchtigen Schwermetalle, eine Teiloxidation und/oder Vergasung der kohlenstoff- und/oder kohlenwasserstoffhältigen Reduktionsmittel sowie ein Aufschmelzen der übrigen festen Anteile der Einsatzstoffe durch die im Schmelzzyklon 6 herrschenden Reaktionsbe- dingungen und hohen Temperaturen bewirkt.
Vom Schmelzzyklon 6 gelangen die Gase und die Schmelze gemeinsam in ein unmittelbar ge- koppeltes, d.h. lediglich über ein passendes Anschlussstück verbundenes, bevorzugt unterhalb des Schmelzzyklons 6 angeordnetes Abscheidegefäss 7 - zur Verdeutlichung der apparativen Einheit sind der Schmelzzyklon 6 und das Abscheidegefäss 7 in der Figur mit einer strichlierten Umrandung versehen-, in welchem eine Trennung von Schmelze und Gasen erfolgt. Das Abscheidegefäss ist beispielsweise als zylinderförmiges Gefäss mit horizontaler Achse ausgebildet, das eine Öffnung zum Austritt von Gasen und eine zweite Öffnung zum Austritt der Schmelze aufweist.
Das Abscheidegefäss kann aber auch als zumindest teilweise mit Feuerfestmaterial ausgemau- erter oder ausgekleideter Behälter, insbesondere als zylindrischer Behälter mit vertikaler Achse oder als quaderförmiger Behälter ausgebildet sein.
Sowohl das Abscheidegefäss 7 als auch der Schmelzzyklon 6 sind vorzugsweise mit einer Kühl- einrichtung ausgestattet, beispielsweise in Form einer wassergekühlten Doppelmantelkonstruktion oder einer dampfgekühlten Rohr-Rohr- oder Rohr-Steg-Rohr-Konstruktion, um deren Wärmever- luste zur Erzeugung von überhitztem Dampf zu nutzen. Gespeist wird die Kühleinrichtung mit Kesselspeisewasser bzw. dessen im Kreis geführtem Kondensat.
Die schwermetallhältigen Gase, darunter auch Kohlenmonoxid und Wasserstoff, werden nach ihrem Austritt aus dem Abscheidegefäss mittels Luft oder sauerstoffangereicherter Luft, die durch eine Öffnung in der Abgasleitung, zum Beispiel in Form einer Schiebemuffe, eingeblasen wird, nachverbrannt. Hierbei werden die verdampften Schwermetalle in eine feste oxidische Form über- führt und bilden in den Gasen einen feinen Staub. Vorzugsweise werden die Gase nach der Nach- verbrennung zwecks Dampferzeugung durch einen Wärmetauscher 8, z.B. einen Dampfkessel, geführt und gekühlt, wobei ein Teil des Schwermetallstaubes abgeschieden wird.
Um die Heizflä- chen des Wärmetauschers von abgeschiedenen Stäuben sauber zu halten, können dabei automa- tische Reinigungsvorrichtungen vorgesehen sein sowie eine Vorrichtung, die den Schwerme- tallstaub aus der Kühleinrichtung entfernt und ihn zu dem entsprechenden Silo transportiert, in Abhängigkeit davon, ob der Staub von schwermetallreichen oder-armen Reststoffen stammt.
Die abgekühlten Gase werden durch Zumischen von Umgebungsluft weiter gekühlt, um die für den Filter 9, z. B. Schlauchfilter, benötigte Eintrittstemperatur zu erreichen, wo die Schwermetall- oxide endgültig abgeschieden werden. Die gereinigten Gase werden an die Atmosphäre abgege- ben. Werden die Reststoffe in schwermetallarme und-reiche getrennt gesammelt und eingesetzt, wird der abgeschiedene Schwermetalloxidstaub von schwermetallarmen Reststoffen den schwer- metallreichen Reststoffen zugeführt. Alternativ kann der abgeschiedene Staub unter kontinuierli- cher Messung der Schwermetallkonzentration solange wieder als Reststoff eingesetzt werden, bis eine gewünschte Anreicherung an Schwermetallen erfolgt ist.
Alternativ können die schwermetallhältigen Gase nach dem Austritt aus dem Abscheidegefäss 7
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gequencht, kondensiert und die dabei entstandenen Schwermetalloxide nassabgeschieden werden.
Die Schmelze wird aus dem Abscheidegefäss 7 über eine Abstichrinne in ein metallurgisches Gefäss 10 überführt. Das Gefäss 10 ist mit einem heb- und schwenkbaren gekühlten, mit entspre- chenden Öffnungen versehenen Deckel verschlossen. Im metallurgischen Gefäss findet die Haupt- reduktion der Eisenoxide statt, wobei die entstehende Schlacke eisenarm ist. Als kohlenstoffhältige Reduktionsmittel zur direkten Reduktion werden Koks und/oder Kohle und/oder kohlenstoffhältige und/oder kohlenwasserstoffhältige Reststoffe, vorzugsweise Feinkohle, Feinkoks, kohlehaltige Stäube, Reifenschredder, Kunststoffschredder, Petrolkoks etc., eingesetzt. Zusätzlich wird der im Metall gelöste Kohlenstoff verwendet.
Sind in den Reststoffen nichtflüchtige Schwermetalle enthalten, die sich bei Zugabe von koh- lenstoffhältigen Reduktionsmitteln nicht oder nur teilweise reduzieren lassen, kann ein stärkeres Reduktionsmittel, beispielsweise Ferrosilizium oder Aluminium, allein oder im Anschluss an die Re- duktion mit kohlenstoffhältigen Reduktionsmitteln eingesetzt werden, wobei aus wirtschaftlichen Gründen die zweite Alternative bevorzugt ist.
Das bei der direkten Reduktion durch kohlenstoff- und kohlenwasserstoffhältige Reduktionsmit- tel entstehende Kohlenmonoxid kann ebenfalls zur Reduktion der Eisenoxide herangezogen wer- den.
Feinkornige Reduktionsmittel werden beispielsweise mittels feuerfester Tauchlanzen oder Dü- sen in die Schmelze eingeblasen; es kann aber auch eine Vorrichtung zum Einbringen von stücki- gen Materialien im metallurgischen Gefäss 10 vorgesehen werden.
Vorteilhafterweise wird sowohl während der Reduktionsperiode als auch während der Heizpe- riode eine entsprechende Badbewegung durch Rührvorrichtungen, wie zum Beispiel Bodenspüldü- sen, erzeugt.
Die während der Reduktion mit kohlenstoffhältigen Reduktionsmitteln entstehenden Gase, vorwiegend CO, werden vorteilhaft mit in das metallurgische Gefäss 10 eingeblasenem Sauerstoff oder sauerstoffangereicherter Luft im oberen Bereich des Gefässes 10 nachverbrannt und verbes- sern damit die Energiebilanz. Die eigentliche Beheizung des metallurgischen Gefässes 10 erfolgt mittels elektrischer Energie, die teilweise auch mit Hilfe des durch Kühlung erhaltenen Heissdamp- fes erzeugt werden kann. Die elektrische Energie kann über Elektroden oder induktiv eingebracht werden, wobei die Einrichtung zur Beheizung des metallurgischen Gefässes 10 im Fall eines trans- portablen metallurgischen Gefässes auch gefässunabhängig an einem anderen Standort eingerichtet sein kann.
Es ist dadurch möglich, das Verfahren semi-kontinuierlich mit zumindest zwei transpor- tablen metallurgischen Gefässen durchzuführen, wobei die metallurgischen Gefässe zum Zwischen- bzw. Endaufheizen jeweils zu dieser Einrichtung transportiert werden.
Die für die Reduktion und die Deckung der Wärmeverluste benötigte Energie wird vorzugswei- se zum Teil mittels Brenner in das metallurgische Gefäss eingebracht. Auch kann die für das Auf- heizen eines zweiten metallurgischen Gefässes benötigte Zeit mit Hilfe des Brenners einfacher überbrückt werden.
Die bei der Reduktion entstehenden staubbeladenen Gase werden aus dem metallurgischen Gefäss abgesaugt und mittels bekannter Einrichtungen 11,12, zum Beispiel ähnlich den Einrichtun- gen 8 und 9, gekühlt und vom Staub gereinigt. Der abgeschiedene Staub wird als Reststoff wieder im Schmelzzyklon eingesetzt, so dass auch bei diesem Verfahrensschritt keine deponierbaren Abfälle anfallen.
Wird das Verfahren semi-kontinuierlich durchgeführt, werden bevorzugt zwei Pfannen als transportable metallurgische Gefässe 10 eingesetzt, in denen die Schmelze wechselweise reduziert und konditioniert bzw. aufgeheizt wird. Um die Zeit des Gefässwechsels zu überbrücken, wird die Schmelze im Abscheidegefäss 7 zwischengespeichert, das entsprechend gross dimensioniert wer- den kann. Alternativ kann zwischen dem Abscheidegefäss 7 und dem transportablen metallurgi- schen Gefäss 10 eine ortsfeste Speichereinrichtung, zum Beispiel eine mit feuerfestem Material und/oder einem Brenner ausgestattete Kipprinne, vorgesehen sein.
Nach Abschluss der Reduktion der Eisenoxide der Schmelze liegen im metallurgischen Gefäss 10 eine Eisenschmelze und eine eisenarme Schlacke vor, die beide zur weiteren Verwendung eingestellt werden können. Wird die Eisenschmelze zum Vergiessen vorgesehen, kann sie auf eine für diesen Vorgang geeignete Temperatur mittels der elektrischen Beheizung erhitzt werden. Für andere Zwecke wird die Eisenschmelze beispielsweise durch Zugabe von Kohle auf eine übliche
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Roheisenanalyse aufgekohlt oder durch Zugabe von Legierungsstoffen auf eine gewünschte Zusammensetzung eingestellt.
Eisenschmelze und Schlacke werden nach der Konditionierung getrennt aus dem metallurgi- schen Gefäss 10 abgegossen. Die abgegossene eisenarme Schlacke wird zum Beispiel in Giessbet- ten oder mittels einer Trockengranulationsanlage 13 erstarren gelassen, zerkleinert und der Ze- mentherstellung zugeführt.
Im metallurgischen Gefäss 10 wird ein Metallschmelzsumpf zurückbehalten, auf den neue Schmelze aus dem Abscheidegefäss 7 abgegossen wird. Die Wärmekapazität dieser Restschmelze und deren Kohlenstoffgehalt im Fall einer Aufkohlung der Eisenschmelze können für die Redukti- onsbehandlung der neuen Schmelze genutzt werden, woraus eine Vergleichmässigung des Ge- samtprozesses resultiert. Vorzugsweise wird der Schmelzsumpf noch mit einer gewissen Menge an eisenarmer Schlacke bedeckt, welche aus Flugasche, Giessereisand und Koks und/oder Kohle gebildet wird, und danach als Vorlage im metallurgischen Gefäss 10 verwendet. Hierdurch wird die aus dem Abscheidegefäss 7 in das metallurgische Gefäss 10 überführte Schmelze auf einen niedri- gen Eisengehalt verdünnt und damit die Belastung der Gefässausmauerung erheblich vermindert.
Zudem wird dadurch auch ein tiefer Schlackenschmelzpunkt gesichert.
Mittels des erfindungsgemässen Verfahrens werden die Produkte Schwermetallkonzentrat, Eisenschmelze und Schlacke in gleichbleibender Qualität als zu 100% verwertbare Stoffe erhalten, wobei zudem keinerlei unverwertbare Abfälle anfallen. Zusätzlich wird Dampf erzeugt, der zur Wirtschaftlichkeit des Verfahrens beiträgt.
Der erfindungsgemässe Verfahrensablauf ist anhand der nachfolgenden Beispiele 1 und 2 dar- gelegt, wobei Beispiel 1 die Verwertung von schwermetallreichen Reststoffen und Beispiel 2 die Verwertung schwermetallarmer Reststoffe veranschaulicht. Die Mengenangaben beziehen sich im folgenden jeweils auf eine Tonne Reststoff ohne Reduktionsmittel oder Zuschläge.
Beispiel 1
In den Schmelzzyklon wurden 1000 kg/h eisen- und schwermetallhältige Reststoffe, die eine in Tabelle 1 gezeigte Zusammensetzung aufwiesen, sowie 10 Nm3/t gasförmige Reduktionsmittel eingebracht und mit 250 Nm3/t Sauerstoff verwirbelt und gezündet. Das Einbringen fester kohlen- stoffhältiger Reduktionsmittel war aufgrund des hohen Kohlenstoffgehalts der Reststoffe nicht notwendig.
Die entstandene Schmelze und die schwermetallhältigen Gase wurden im Abscheidegefäss ge- trennt. Die Schmelze wurde in das metallurgische Gefäss überführt und mit 70 kg/t Kohle fertigre- duziert. Der Strombedarf der Einrichtung zum Beheizen des metallurgischen Gefässes betrug 300 kWh/t. Es wurden eine Eisenschmelze und eine Schlacke mit den in Tabelle 2 angegebenen Zusammensetzungen erhalten.
Die CO-hältigen Gase wurden im oberen Bereich des metallurgischen Gefässes mit 30 Nm3/t Sauerstoff nachverbrannt.
Zum Aufbau einer Schlackenvorlage auf dem zurückbehaltenen Schmelzensumpf wurden 50 kg/t gebrauchter Giessereisand und Flugasche in das metallurgische Gefäss eingebracht.
Es wurde ein Schwermetallprodukt mit einer in Tabelle 3 angegebenen Zusammensetzung aus den schwermetallhältigen Gasen abgeschieden.
EMI8.1
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Tabelle1
<tb>
<tb> Beispiel <SEP> 1 <SEP> Beispiel <SEP> 2 <SEP>
<tb>
<tb> Chemische <SEP> Analyse <SEP> Einheit <SEP> schwermetall- <SEP> schwermetallReststoffe <SEP> reich <SEP> arm
<tb>
<tb>
<tb> AI <SEP> Gew. <SEP> % <SEP> 0,76 <SEP> 0,64
<tb>
<tb> C <SEP> Gew. <SEP> % <SEP> 18,07 <SEP> 16,55
<tb>
<tb> Ca <SEP> Gew. <SEP> % <SEP> 4,71 <SEP> 3,70
<tb>
<tb> Cr <SEP> Gew.% <SEP> 0,13 <SEP> 0,10
<tb>
<tb> Cu <SEP> Gew.% <SEP> 0,07 <SEP> 0,02
<tb>
<tb> Fe <SEP> Gew. <SEP> % <SEP> 30,49 <SEP> 47,08
<tb>
<tb> K <SEP> Gew.% <SEP> 1,1 <SEP> 0,40
<tb>
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EMI9.1
<tb> Beispiel <SEP> 1 <SEP> Beispiel <SEP> 2 <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Chemische <SEP> Analyse <SEP> Einheit <SEP> schwermetall- <SEP> schwermetall-
<tb>
<tb>
<tb> Reststoffe <SEP> reich <SEP> arm
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Mg <SEP> Gew.
<SEP> % <SEP> 0,56 <SEP> 0,39
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Mn <SEP> Gew. <SEP> % <SEP> 1,08 <SEP> 0,37
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> o <SEP> Gew. <SEP> % <SEP> 23,57 <SEP> 25,44
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Pb <SEP> Gew. <SEP> % <SEP> 1,07 <SEP> 0,13
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> S <SEP> Gew. <SEP> % <SEP> 0,63 <SEP> 0,22
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Si <SEP> Gew.% <SEP> 1,86 <SEP> 1,52
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Zn <SEP> Gew.% <SEP> 14,16 <SEP> 0,90
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Feuchte <SEP> Gew.% <SEP> 1,81 <SEP> 2,00
<tb>
<tb>
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<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Tabelle <SEP> 2
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Zusammensetzung <SEP> Einheit <SEP> Beispiel <SEP> 1 <SEP> Beispiel <SEP> 2 <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Eisenschmelze
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Fe <SEP> Gew.% <SEP> 91,9 <SEP> 95,0
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> C <SEP> Gew.
<SEP> % <SEP> 4,0 <SEP> 4,0
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Mn <SEP> Gew.% <SEP> 3,3 <SEP> 0,8
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Cu <SEP> Gew.% <SEP> 0,22 <SEP> 0,04
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Ni <SEP> Gew.% <SEP> 0,03 <SEP> 0,04
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Cr <SEP> Gew.% <SEP> 0,27 <SEP> 0,15
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> S <SEP> ppm <SEP> # <SEP> 50 <SEP> < <SEP> 50 <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Schlacke
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> FeO <SEP> Gew.% <SEP> < <SEP> 1 <SEP> < <SEP> 1
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> SiO2 <SEP> Gew. <SEP> % <SEP> 43,6 <SEP> 44,0
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> CaO <SEP> Gew.% <SEP> 37,5 <SEP> 39,3
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> A12O3 <SEP> Gew. <SEP> % <SEP> 13,2 <SEP> 11,7
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> MgO <SEP> Gew.
<SEP> % <SEP> 5,6 <SEP> 5,0
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Tabelle <SEP> 3
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Zusammensetzung <SEP> Einheit <SEP> Beipiel <SEP> Beispiel <SEP> 2 <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Schwermetallprodukt
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> ZnO <SEP> Gew.% <SEP> ca. <SEP> 75 <SEP> ca. <SEP> 60 <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> PbO <SEP> Gew.% <SEP> ca. <SEP> 6 <SEP> ca <SEP> 5
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Fe <SEP> Gew. <SEP> % <SEP> 1-5 <SEP> 5-10
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Si02 <SEP> Gew.% <SEP> ca. <SEP> 2 <SEP> ca.
<SEP> 3
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> C1 <SEP> Gew.% <SEP> 2-5 <SEP> 2-5
<tb>
Beispiel 2
In den Schmelzzyklon wurden 1000 kg/h eisen- und schwermetallhältige Reststoffe, die eine in Tabelle 1 gezeigte Zusammensetzung aufwiesen, sowie 10 Nm3/t gasförmige Reduktionsmittel ein- gebracht und mit 200 Nm3/t Sauerstoff verwirbelt und gezündet. Das Einbringen fester kohlenstoff- hältiger Reduktionsmittel war aufgrund des hohen Kohlenstoffgehalts der Reststoffe nicht notwen- dig.
Die entstandene Schmelze und die schwermetallhältigen Gase wurden im Abscheidegefäss ge- trennt. Die Schmelze wurde in das metallurgische Gefäss überführt und mit 100 kg/t Kohle fertigre- duziert. Der Strombedarf der Einrichtung zum Beheizen des metallurgischen Gefässes betrug 200 kWh/t. Es wurden eine Eisenschmelze und eine Schlacke mit den in Tabelle 2 angegebenen Zusammensetzungen erhalten.
Die CO-hältigen Gase wurden im oberen Bereich des metallurgischen Gefässes mit 30 Nm3/t Sauerstoff nachverbrannt
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Zum Aufbau einer Schlackenvorlage auf dem zurückbehaltenen Schmelzensumpf wurden 20 kg/t gebrauchter Giessereisand in das metallurgische Gefäss eingebracht.
Es wurde ein Schwermetallprodukt mit einer in Tabelle 3 angegebenen Zusammensetzung aus den schwermetallhältigen Gasen abgeschieden.
PATENTANSPRÜCHE:
1. Verfahren zum Verwerten von eisen- und schwermetallhältigen, festen Reststoffen, gege- benenfalls unter Zugabe von Eisenerz, wobei die Reststoffe zusammen mit Reduktionsmit- tel, wie Kohle und/oder Koks und/oder kohlenstoffhältigen und/oder kohlenwasserstoffhäl- tigen Reststoffen und/oder Kohlenwasserstoffen in fester und/oder flüssiger und/oder gas- förmiger Form, sowie Sauerstoff und/oder sauerstoffangereicherte Luft in einen Schmelz- zyklon (6) eingebracht, verwirbelt und gezündet werden, die Reststoffe aufgeschmolzen werden, flüchtige Schwermetalle reduziert und verdampft werden und Eisenoxide reduziert werden, die Gase und die Schmelze aus dem Schmelzzyklon (6) gemeinsam in ein unmit- telbar gekoppeltes Abscheidegefäss (7) überführt werden, in welchem eine Trennung von
Schmelze und Gasen erfolgt,
die verdampften Schwermetalle ausserhalb des Abscheidege- fässes (7) aus den Gasen abgeschieden werden und die Schmelze in ein vom Abscheide- gefäss (7) getrenntes metallurgisches Gefäss (10) überführt wird, dadurch gekennzeichnet, dass in das metallurgische Gefäss (10) einerseits Reduktionsmittel zugeführt werden, die
Eisenoxide der Schmelze unter Bildung einer eisenarmen Schlacke zu Eisen reduziert werden und andererseits elektrische Energie zur zumindest teilweisen Deckung der Wär- meverluste und der Reduktionsenergie eingebracht wird.
<Desc / Clms Page number 1>
The invention relates to a process for recycling iron and heavy metal-containing residues, optionally with the addition of iron ore, the residues together with reducing agents, such as coal and / or coke and / or carbon-containing and / or hydrocarbon-containing residues and / or hydrocarbons in solid and / or liquid and / or gaseous form, as well as oxygen and / or oxygen-enriched air are introduced, swirled and ignited into a melting cyclone, the residues are melted, volatile heavy metals are reduced and evaporated, iron oxides are reduced, the gases and the melt is transferred together from the melting cyclone into a directly coupled separation vessel in which the melt and gases are separated,
the evaporated heavy metals are separated from the gases outside the separation vessel and the melt is transferred to a metallurgical vessel separated from the separation vessel, as well as a plant for carrying out the process.
A major problem in the iron and steel producing industry is the large quantities of iron and heavy metal-containing residues, such as furnace dust, sludge, mill scale and the like, which are accessible to recycling only with great effort and are therefore usually landfilled without taking advantage of their valuable content.
From an ecological and economic point of view, there is a need to convert the residues as completely as possible into usable products and thus avoid waste that would otherwise have to be disposed of. Technically and economically usable products into which the residues can be transferred are metallic iron, low-iron slag, which can be used in cement production, and a concentrate of volatile heavy metals in the form of the oxides of zinc, lead and cadmium. In addition, the greatest possible use of process waste heat is ecologically desirable.
In a process described in DE-44 39 939 A1, residues are melted in a melting cyclone, the heavy metals are evaporated and separated from the exhaust gas after oxidation as a dust fraction. The remaining slag is further depleted of heavy metals in a sub-furnace by blowing up reducing gas and oxygen and is subsequently used as a raw material for cement or rock wool production. However, iron oxides are not reduced to metallic iron in this process, as a result of which an essential part of the residues remains unused.
A device for reducing and smelting iron ore is described in EP-0 735 146 A1. According to EP-0 735 146 A1, iron ore is reduced and melted in a smelting cyclone and reaches a metallurgical vessel immediately below the smelting cyclone, in which the process gas consists of carbon and blown-in oxygen blown onto the slag / metal layer Final reduction and the complete melting of the iron takes place. The reducing process gas is partially burned with oxygen and in this way provides the heat necessary for the melt and the reduction both in the melting vessel and in the melting cyclone. The exhaust gases are drawn off at the top opening of the melting cyclone.
A recycling of heavy metal-containing residues would not be possible according to this method, since all exhaust gases are drawn off at the upper opening of the melting cyclone, which affects the swirling of the material in the melting cyclone and thus a complete evaporation of the heavy metals would no longer be guaranteed. In addition, the post-combustion of the exhaust gases would result in heavy metals being oxidized again to solid heavy metal oxides already in the melting cyclone and therefore being largely separated out again in the melting cyclone.
A method of the type mentioned is described in DE 35 36 635 A1. According to this method, the residual materials are melted in a melting cycle under reducing conditions. The evaporated heavy metals are separated from the gas and the slag is placed in a steel converter on the pig iron present, iron oxide from the slag being reduced to iron with the carbon present in the pig iron.
However, this method has several disadvantages. The use of slag is limited to about 50 kg / t of pig iron due to the small amount of carbon in the pig iron, otherwise the productivity of the steel converter would be significantly reduced. The reduction potential of pig iron is not sufficient for larger quantities of slag containing iron oxide. Liquid batching
<Desc / Clms Page number 2>
such small amounts of slag lead to disruptions in the production process on the converter, in particular due to the additional crane operations, and thus also to a reduction in productivity. Another problem is the undesirable accompanying substances contained in the slag, such as sulfur and phosphorus, which lead to a reduction in the quality of the steel produced in the steel converter.
The iron yield from the slag is also unsatisfactory, since the remaining steelworks slag usually has an iron oxide content of 20% to 30%. Due to the high iron oxide content, this slag cannot be recycled in the cement industry.
A process for the recovery of iron and heavy metals such as zinc and lead from residues of the steel industry is described in AT 407 878 B. In this process, the heavy metal-containing gas, the partially reduced iron and the slag are transferred to a furnace which is directly coupled to the melting cyclone and into which reducing agent and oxygen are blown in to reduce the iron. The energy required for the reduction is fed into the furnace via a direct arc. According to this process, the gas containing heavy metals is burned outside the furnace and the heavy metal oxides formed are separated off.
Due to the direct coupling of the furnace with the melting cyclone, it is not possible to obtain the various products in the form required for further processing, in particular with a consistently high quality. The exact setting of a certain iron analysis or a certain temperature of the molten iron cannot be achieved.
Furthermore, it is also not possible to set a slag composition with an iron content of less than 2%, which is required for use in cement production.
The quality of the heavy metal product produced also suffers from the direct coupling of the melting cyclone with the furnace in which the reduction to iron takes place, since the reduction releases large amounts of dust, which are precipitated from the melting cyclone together with the heavy metals of the heavy metal-containing gas become. In addition, the process control is made considerably more difficult by coordinating the reactions taking place simultaneously in the melting cyclone, in the furnace and in its flue pipe.
The object of the invention is to further develop the method and the known system known from the Austrian application AT 407 878 B in such a way that residues containing iron and heavy metals, if appropriate with the addition of iron ore, are 100% converted into usable products of consistently high quality and no further waste arises, whereby, in contrast to the known method, simple process control and reliable operation of the system should be possible. In particular, a precise setting of the analysis and the temperature of the iron melt as well as the generation of a slag with an iron content of less than 2% that can be used in cement production should be made possible. Furthermore, the quality of the heavy metal product produced is to be improved.
Compared to competing processes, this should result in savings in operating costs.
This object is achieved according to the invention in that reducing agents are fed into the metallurgical vessel on the one hand, the iron oxides of the melt are reduced to iron to form a low-iron slag and on the other hand electrical energy is introduced to at least partially cover the heat losses and the reduction energy.
Since only a separation of melt and gases takes place in the separation vessel, but no further treatment of the products obtained in the cyclone takes place, the subsequent process steps, namely the reduction of iron, the separation of heavy metals from the gases and the adjustment of iron and slag quality , completely independent of each other and can therefore be carried out in an optimal manner regardless of each other. This leads to a better quality of the molten iron, the slag and the heavy metal product and results in a significantly simpler process control and monitoring.
The vaporized heavy metals are preferably separated from the other gases by post-burning the gases immediately after they leave the separation vessel by means of air or oxygen-enriched air, and in this process converting the heavy metals into a solid oxidic form and then separating them from the gases. The separating device is preferably designed as a bag filter unit. The separated metal oxide, for example ZnO, can be used as a starting product for zinc production.
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In order to make the process more economical, the gases are advantageously cooled in a heat exchanger after the afterburning with the generation of steam.
In a further variant, the gases are quenched directly at the outlet from the separation vessel by means of water, the heavy metals are condensed and by means of a wet dust separation method, such as, for example, B. Venturi scrubber or wet electrostatic precipitator. In the aqueous phase, the heavy metals oxidize to oxides, which are then separated off. The cleaned gases, which include flammable gases such as carbon monoxide and hydrogen, are then used, eg. B. a combustion for energy, supplied
For the direct reduction of the iron, which is predominantly present as FeO in the melt, coke and / or coal and / or carbon-containing and / or hydrocarbon-containing residues are introduced into the metallurgical vessel as carbon-containing reducing agents, preferably blown in.
For this purpose, the metallurgical vessel is equipped with at least one lance and / or nozzle for blowing in reducing agent.
In the case of the desired transfer of non-volatile heavy metals, which cannot or only partially be reduced when carbon-containing reducing agents are added, a stronger reducing agent, for example ferrosilicon or aluminum, is introduced into the metallurgical vessel for further reduction. This is generally used after the reduction with carbon-containing reducing agents.
Furthermore, a part of the iron oxides to be reduced is preferably reduced by means of carbon monoxide formed during the reduction of iron oxide with a carbon-containing reducing agent.
The energy required to reduce and cover the heat losses is largely brought in by the electrical energy. This is particularly advantageous since chemical energy introduced in the form of carbon or hydrocarbon can only be partially used because, due to the iron reduction required, combustion is only possible up to a certain CO / CO 2 ratio. The electrical energy is preferably introduced via graphite electrodes.
In a further variant, the electrical energy is introduced inductively.
Advantageously, the gases formed in the reduction of the metal oxides present in the melt, essentially CO, which is also partly used for the reduction, are partially re-burned by means of oxygen or oxygen-enriched air in the upper region of the metallurgical vessel. The partial post-combustion of CO to CO2 provides part of the energy required to cover the heat losses and to reduce it.
A further embodiment of the method according to the invention is characterized in that the energy required is partly introduced by means of a burner provided in the metallurgical vessel.
The melt is advantageously stirred during the reduction and / or during the introduction of energy, preferably by rinsing the floor. For this purpose, the metallurgical vessel is equipped with a device for stirring, for example floor washing elements or other stirring devices known to the person skilled in the art.
The iron melt is preferably conditioned by heating it to a temperature suitable for a subsequent casting process, preferably by means of electrical energy. A desired composition of the molten iron is advantageously set by adding alloy substances.
In a preferred embodiment, the gases produced in the metallurgical vessel are suctioned off and cleaned, the separated dust preferably being fed to the melting cyclone as a residual material, since the dust contains iron components and also heavy metals.
The slag and the iron melt are expediently poured off separately.
After the slag and the molten iron have been poured off, a metal melt sump is expediently retained in the metallurgical vessel and used in the metallurgical vessel as a template with a high carbon content and high temperature for a new batch of melt. The heat capacity of the residual melt and its carbon content can be used to make the process more uniform or the first reduction step of the new batch can be carried out until a certain minimum temperature and a low carbon content are reached again.
This smelter is advantageous with a certain amount of low iron slag
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covered, which is preferably formed from fly ash, foundry sand and coke and / or coal, and the sump and slag are then used in the metallurgical vessel as a template for a new batch of melt. This acidic starting slag brings about a considerable reduction in the melting temperature of the slag resulting after the reduction, so that the reduction can be carried out down to relatively low temperatures.
According to a preferred embodiment of the method, the reduction of the melt on the one hand and the conditioning on the other hand are carried out at separate locations, a transportable metallurgical vessel being used. This makes the control of the process steps even clearer and easier. In another variant, the reduction of the melt and the introduction of the electrical energy are carried out at separate locations, using a transportable metallurgical vessel.
Another advantage of the separate steps is that the method can be carried out semi-continuously, so to speak. that is, the previous batch can be conditioned during the melt reduction phase of a batch. In this preferred embodiment, at least two metallurgical vessels, preferably pans, are used.
The melt is preferably in the time in which no melt can be fed into the transportable metallurgical vessel, in particular if the metallurgical vessel is located at a different location for pouring and / or conditioning the melt and / or for introducing the electrical energy , temporarily stored in the separation vessel.
Alternatively, the melt between the deposition vessel and the transportable metallurgical vessel is temporarily stored in a stationary storage device to bridge process interruptions, such as heating periods, vessel changes, etc. For this purpose, a storage device for the melt in the form of a tipping channel is advantageously provided next to the outlet opening of the separation vessel. This is expediently lined with refractory material and / or equipped with a burner to cover heat losses.
The iron and heavy metal-containing residues are advantageously collected separately in heavy-metal-rich and low-heavy-metal residues and used separately in the melting cyclone and heavy metals separated from the gases are fed to the heavy-metal-rich residues when low-heavy metal residues are used.
In another embodiment, the heavy metals separated from the gases are collected and used again in the melting cyclone until the heavy metals accumulate as desired for the removal, in particular regulated with continuous measurement of one or more heavy metal concentrations in the separated dust.
The heat losses from the melting cyclone and / or the separating vessel are preferably used to generate steam. For this purpose, the melting cyclone and / or the separation vessel are expediently equipped with a cooling device, such as an evaporative cooling device.
In a further preferred embodiment, the slag is allowed to solidify in a suitable manner after pouring, for example by means of a casting bed or dry granulation, and is used as a feedstock for cement production, for example as a clinker.
A plant according to the invention for recycling iron and heavy metal-containing residues, optionally with the addition of iron ore, is characterized by the combination of the following features: an essentially vertical melting cyclone which has a bottom opening for the exit of
Gases and melt, one or more essentially horizontal feeds for solid feedstocks and for gases and an ignition device opening into the melting cyclone, - a separating vessel directly coupled to the melting cyclone, which has an opening for the escape of gases and a second Has opening for the outlet of the melt, - an exhaust pipe, which starts from the exhaust opening of the separation vessel and to one
Device for the separation of the heavy metals from the gases escaping from the separation vessel,
at least one metallurgical vessel which has at least one device for supplying reducing agent and at least one device for pouring iron melt and slag,
<Desc / Clms Page number 5>
- A device for transferring the melt from the melt outlet of the
Separation vessel in the metallurgical vessel and - a device for electrical heating of the metallurgical vessel.
The exhaust pipe leading from the separation vessel is preferably equipped with an opening for the supply of air or oxygen-enriched air. The opening is preferably designed in the form of a sliding sleeve.
Furthermore, a device for blowing oxygen into the metallurgical vessel is preferably provided in order to afterburn the gases produced during the reduction.
The metallurgical vessel is advantageously equipped with a sufficiently large volume so that there is still enough space above the metal sump from the previous batch, the metal from the reduction and the slag that is formed for the reduction reaction associated with foams.
In a preferred embodiment, the device for electrical heating is designed in the form of graphite electrodes or an inductive heating.
In a further preferred embodiment, the metallurgical vessel is designed as a transportable vessel, in particular as a pan.
A transport device for moving the metallurgical vessel (s) is advantageously provided.
Feeders are expediently provided for feeding lumpy and / or fine-grained materials into the metallurgical vessel, for example for fly ash, fine coal, etc.
A heat exchanger, in particular a steam boiler, is preferably provided in the exhaust pipe starting from the separation vessel.
The invention is explained in more detail below with the aid of the drawing, the figure illustrating an embodiment of the system according to the invention and of the method in block diagram form.
In order to obtain residues with the properties required for use in the melting cyclone, these are subjected to a pretreatment. The iron and heavy metal-containing residues, in particular the sludge, are dried, with the oil-containing sludge being treated separately. It is also possible to separate the residues into low-heavy and heavy metals. This has the advantage, among other things, that when residual materials rich in heavy metals are used, a heavy metal concentrate which is suitable for further processing is obtained even when the process according to the invention is carried out once.
The oil-containing sludges, which usually have high proportions of organic components and therefore cannot be dried directly like the other residues, are premixed, for example, and charged into the feed container. From there, the sludge is metered via a feed system into a mixing and drying device 1, in which the charged material is indirectly dried by means of a thermal oil system. The thermal oil generator is heated using natural gas burners, for example. The exhaust gas from the dryer is used as combustion air so that no hydrocarbons are released. The dried sludge is charged into a buffer tank and from there into the corresponding storage bunker.
The remaining sludges are dried in a continuously operating dryer 2 by means of a hot wind to the moisture content suitable for blowing into the melting cyclone. The final moisture of the product is controlled via the exhaust gas temperature, which is directly proportional to the product moisture. The exhaust gas from the dryer is roughly dedusted in a cyclone and fine in a bag filter. The dried material is crushed and charged in a storage bunker
Other residues and / or reducing agents, such as mill scale or coal, are comminuted or ground in suitable devices 3 to a size that is acceptable for blowing into the melting cyclone, and then stored in a corresponding silo.
Dusts are conveyed pneumatically into storage silos without pretreatment, from where they are continuously removed in order to be mixed with the other residues and, if there are no slag formers in the residues in sufficient quantities, additives in appropriate proportions. However, the addition of additives should be avoided as far as possible by selecting an appropriate mixture of various residues containing sufficient slag formers.
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The appropriate residual amounts, reducing agents and additives, which should all be essentially anhydrous, are continuously introduced and homogenized in the appropriate amounts in an intensive mixer 4. From the mixer 4, the mixture of substances passes to a coarse sieve 5, where particles larger than 4 mm are removed from the mixture. The sieved mixture is stored in storage silos, preferably separately for heavy metal-rich and poor residues.
Using pneumatic systems, the precisely weighed solid mixture with oxygen or oxygen-enriched air is blown into the essentially vertical, cylindrical melting cylinder 6 essentially tangentially, swirled and ignited by a burner fed with oxygen and a gaseous fuel, which is integrated in the cyclone burner ,
In addition to the auxiliary burner intended for ignition, the cyclone burner has a fire control system, a flame detection system and a monitoring system. A plurality of burners can also be provided at different points in the melting cyclone 6.
Inside the melting cyclone 6, there is a reduction of the iron oxides and volatile heavy metals contained in the residues and possibly of iron ore, iron oxides predominantly being reduced to FeO and the volatile heavy metals being reduced to the metal. Furthermore, evaporation of the volatile heavy metals, partial oxidation and / or gasification of the reducing agents containing carbon and / or hydrocarbons, and melting of the other solid fractions of the starting materials are brought about by the reaction conditions and high temperatures prevailing in the melting cyclone 6.
From the melting cyclone 6, the gases and the melt arrive together in an immediately coupled, i.e. Separation vessel 7 connected only via a suitable connection piece, preferably arranged below the melting cyclone 6 - to clarify the apparatus unit, the melting cyclone 6 and the separation vessel 7 are provided with a dashed border in the figure - in which a separation of the melt and gases takes place. The separation vessel is designed, for example, as a cylindrical vessel with a horizontal axis, which has an opening for the exit of gases and a second opening for the exit of the melt.
However, the separating vessel can also be designed as a container lined or lined at least partially with refractory material, in particular as a cylindrical container with a vertical axis or as a cuboid container.
Both the separation vessel 7 and the melting cyclone 6 are preferably equipped with a cooling device, for example in the form of a water-cooled double-jacket construction or a steam-cooled pipe-pipe or pipe-web-pipe construction, in order to reduce their heat losses in order to generate superheated steam to use. The cooling system is fed with boiler feed water or its circulating condensate.
The gases containing heavy metals, including carbon monoxide and hydrogen, are afterburned after they exit the separation vessel by means of air or oxygen-enriched air, which is blown in through an opening in the exhaust pipe, for example in the form of a sliding sleeve. The evaporated heavy metals are converted into a solid oxidic form and form a fine dust in the gases. After the afterburning, the gases are preferably passed through a heat exchanger 8, e.g. a steam boiler, guided and cooled, whereby a part of the heavy metal dust is separated.
In order to keep the heating surfaces of the heat exchanger clean from separated dusts, automatic cleaning devices can be provided as well as a device that removes the heavy metal dust from the cooling device and transports it to the corresponding silo, depending on whether the dust comes from residues rich or poor in heavy metals.
The cooled gases are cooled further by admixing ambient air to the for the filter 9, for. B. bag filter to reach the required inlet temperature, where the heavy metal oxides are finally separated. The cleaned gases are released into the atmosphere. If the residues are collected and used separately in heavy and low-heavy metals, the separated heavy metal oxide dust from low-heavy residues is fed to the heavy metal-rich residues. Alternatively, the separated dust can be reused as a residual material while continuously measuring the heavy metal concentration until a desired concentration of heavy metals has occurred.
Alternatively, the gases containing heavy metals can be discharged from the separation vessel 7
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quenched, condensed and the resulting heavy metal oxides are wet separated.
The melt is transferred from the separation vessel 7 via a tapping channel into a metallurgical vessel 10. The vessel 10 is closed with a liftable and pivotable cooled lid provided with corresponding openings. The main reduction of iron oxides takes place in the metallurgical vessel, the resulting slag being low in iron. As carbon-containing reducing agents for direct reduction, coke and / or coal and / or carbon-containing and / or hydrocarbon-containing residues, preferably fine coal, fine coke, coal-containing dusts, tire shredders, plastic shredders, petroleum coke, etc., are used. In addition, the carbon dissolved in the metal is used.
If non-volatile heavy metals are contained in the residues, which cannot or only partially be reduced when carbon-containing reducing agents are added, a stronger reducing agent, for example ferrosilicon or aluminum, can be used alone or after the reduction with carbon-containing reducing agents, where the second alternative is preferred for economic reasons.
The carbon monoxide formed in the direct reduction by means of reducing agents containing carbon and hydrocarbons can also be used to reduce the iron oxides.
Fine-grain reducing agents are blown into the melt, for example, using refractory immersion lances or nozzles; however, a device for introducing lumpy materials into the metallurgical vessel 10 can also be provided.
A corresponding bath movement is advantageously generated by stirring devices, such as floor-flushing nozzles, both during the reduction period and during the heating period.
The gases produced during the reduction with carbon-containing reducing agents, predominantly CO, are advantageously afterburned with oxygen or oxygen-enriched air blown into the metallurgical vessel 10 in the upper region of the vessel 10 and thus improve the energy balance. The actual heating of the metallurgical vessel 10 takes place by means of electrical energy, which can in part also be generated with the help of the hot steam obtained by cooling. The electrical energy can be introduced via electrodes or inductively, the device for heating the metallurgical vessel 10 in the case of a transportable metallurgical vessel also being able to be set up at another location independently of the vessel.
This makes it possible to carry out the method semi-continuously with at least two transportable metallurgical vessels, the metallurgical vessels being transported to this device for intermediate or final heating.
The energy required for reducing and covering the heat losses is preferably partly introduced into the metallurgical vessel by means of a burner. The time required for heating a second metallurgical vessel can also be bridged more easily with the help of the burner.
The dust-laden gases formed during the reduction are sucked out of the metallurgical vessel and cooled and cleaned of dust by means of known devices 11, 12, for example similar to devices 8 and 9. The separated dust is reused in the melting cyclone so that no waste that can be deposited is generated in this process step.
If the method is carried out semi-continuously, two pans are preferably used as transportable metallurgical vessels 10, in which the melt is alternately reduced and conditioned or heated. In order to bridge the time of the vessel change, the melt is temporarily stored in the separation vessel 7, which can be dimensioned accordingly large. Alternatively, a stationary storage device, for example a tilting channel equipped with refractory material and / or a burner, can be provided between the separating vessel 7 and the transportable metallurgical vessel 10.
After the reduction of the iron oxides of the melt has been completed, there is an iron melt and a low-iron slag in the metallurgical vessel 10, both of which can be adjusted for further use. If the molten iron is intended for casting, it can be heated to a temperature suitable for this process by means of electrical heating. For other purposes, the molten iron is made to a conventional one, for example by adding coal
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Pig iron analysis carburized or adjusted to a desired composition by adding alloys.
After the conditioning, molten iron and slag are poured off separately from the metallurgical vessel 10. The poured-off low-iron slag is allowed to solidify, for example in casting beds or by means of a dry granulation system 13, comminuted and fed to the cement production.
A metal melt sump is retained in the metallurgical vessel 10, onto which new melt is poured out from the separation vessel 7. The heat capacity of this residual melt and its carbon content in the event of carburization of the iron melt can be used for the reduction treatment of the new melt, which results in a more even process. The melting sump is preferably also covered with a certain amount of low-iron slag, which is formed from fly ash, foundry sand and coke and / or coal, and then used as a template in the metallurgical vessel 10. As a result, the melt transferred from the separating vessel 7 into the metallurgical vessel 10 is diluted to a low iron content and the load on the vessel lining is thus considerably reduced.
This also ensures a deep slag melting point.
By means of the method according to the invention, the products heavy metal concentrate, iron smelt and slag are obtained in consistent quality as 100% usable substances, whereby in addition no usable waste is produced. In addition, steam is generated, which contributes to the economy of the process.
The process sequence according to the invention is illustrated with the aid of Examples 1 and 2 below, Example 1 illustrating the utilization of residues rich in heavy metals and Example 2 illustrating the utilization of residues low in heavy metals. The quantities given below relate to one ton of residual material without reducing agents or surcharges.
example 1
1000 kg / h of iron and heavy metal-containing residues, which had a composition shown in Table 1, and 10 Nm3 / t of gaseous reducing agent were introduced into the melting cyclone and swirled and ignited with 250 Nm3 / t of oxygen. The introduction of solid carbon-containing reducing agents was not necessary due to the high carbon content of the residues.
The resulting melt and the heavy metal-containing gases were separated in the separation vessel. The melt was transferred to the metallurgical vessel and completely reduced with 70 kg / t coal. The electricity requirement of the device for heating the metallurgical vessel was 300 kWh / t. An iron melt and a slag with the compositions given in Table 2 were obtained.
The CO-containing gases were afterburned in the upper area of the metallurgical vessel with 30 Nm3 / t oxygen.
50 kg / t of used foundry sand and fly ash were introduced into the metallurgical vessel to build up a slag template on the retained melt sump.
A heavy metal product with a composition given in Table 3 was separated from the gases containing heavy metals.
EMI8.1
<Tb>
Table 1
<Tb>
<tb> example <SEP> 1 <SEP> example <SEP> 2 <September>
<Tb>
<tb> chemical <SEP> analysis <SEP> unit <SEP> heavy metal <SEP> heavy metal residues <SEP> rich <SEP> poor
<Tb>
<Tb>
<tb> AI <SEP> wt. <SEP>% <SEP> 0.76 <SEP> 0.64
<Tb>
<tb> C <SEP> wt. <SEP>% <SEP> 18.07 <SEP> 16.55
<Tb>
<tb> Approx <SEP> wt. <SEP>% <SEP> 4.71 <SEP> 3.70
<Tb>
<tb> Cr <SEP> wt% <SEP> 0.13 <SEP> 0.10
<Tb>
<tb> Cu <SEP> wt% <SEP> 0.07 <SEP> 0.02
<Tb>
<tb> Fe <SEP> wt. <SEP>% <SEP> 30.49 <SEP> 47.08
<Tb>
<tb> K <SEP> wt% <SEP> 1.1 <SEP> 0.40
<Tb>
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EMI9.1
<tb> example <SEP> 1 <SEP> example <SEP> 2 <September>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> chemical <SEP> analysis <SEP> unit <SEP> heavy metal <SEP> heavy metal
<Tb>
<Tb>
<tb> residues <SEP> rich <SEP> poor
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> Mg <SEP> wt.
<SEP>% <SEP> 0.56 <SEP> 0.39
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> Mn <SEP> wt. <SEP>% <SEP> 1.08 <SEP> 0.37
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> o <SEP> wt. <SEP>% <SEP> 23.57 <SEP> 25.44
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> Pb <SEP> wt. <SEP>% <SEP> 1.07 <SEP> 0.13
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> S <SEP> wt. <SEP>% <SEP> 0.63 <SEP> 0.22
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> Si <SEP> wt% <SEP> 1.86 <SEP> 1.52
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> Zn <SEP> wt% <SEP> 14.16 <SEP> 0.90
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> moisture <SEP> wt% <SEP> 1.81 <SEP> 2.00
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> table <SEP> 2
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> composition <SEP> unit <SEP> example <SEP> 1 <SEP> example <SEP> 2 <September>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> molten iron
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> Fe <SEP> wt% <SEP> 91.9 <SEP> 95.0
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> C <SEP> wt.
<SEP>% <SEP> 4.0 <SEP> 4.0
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> Mn <SEP> wt% <SEP> 3.3 <SEP> 0.8
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> Cu <SEP> wt% <SEP> 0.22 <SEP> 0.04
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> Ni <SEP> wt% <SEP> 0.03 <SEP> 0.04
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> Cr <SEP> wt% <SEP> 0.27 <SEP> 0.15
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> S <SEP> ppm <SEP> # <SEP> 50 <September> < <SEP> 50 <September>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> slag
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> FeO <SEP> wt% <September> < <SEP> 1 <September> < <SEP> 1
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> SiO2 <SEP> wt. <SEP>% <SEP> 43.6 <SEP> 44.0
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> CaO <SEP> wt% <SEP> 37.5 <SEP> 39.3
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> A12O3 <SEP> wt. <SEP>% <SEP> 13.2 <SEP> 11.7
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> MgO <SEP> wt.
<SEP>% <SEP> 5.6 <SEP> 5.0
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> table <SEP> 3
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> composition <SEP> unit <SEP> example <SEP> example <SEP> 2 <September>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> heavy metal product
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> ZnO <SEP> wt% <SEP> approx <SEP> 75 <SEP> approx <SEP> 60 <September>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> PbO <SEP> wt% <SEP> approx <SEP> 6 <SEP> approx <SEP> 5
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> Fe <SEP> wt. <SEP>% <SEP> 1-5 <SEP> 5-10
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> Si02 <SEP> wt% <SEP> approx <SEP> 2 <SEP> approx
<SEP> 3
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<Tb>
<tb> C1 <SEP> wt% <SEP> 2-5 <SEP> 2-5
<Tb>
Example 2
1000 kg / h of iron and heavy metal-containing residues, which had a composition shown in Table 1, and 10 Nm3 / t of gaseous reducing agent were introduced into the melting cyclone and swirled and ignited with 200 Nm3 / t of oxygen. The introduction of solid carbon-containing reducing agents was not necessary due to the high carbon content of the residues.
The resulting melt and the heavy metal-containing gases were separated in the separation vessel. The melt was transferred to the metallurgical vessel and completely reduced with 100 kg / t coal. The electricity requirement of the device for heating the metallurgical vessel was 200 kWh / t. An iron melt and a slag with the compositions given in Table 2 were obtained.
The CO-containing gases were afterburned with 30 Nm3 / t oxygen in the upper area of the metallurgical vessel
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20 kg / t of used foundry sand were introduced into the metallurgical vessel to build up a slag feed on the retained melt sump.
A heavy metal product with a composition given in Table 3 was separated from the gases containing heavy metals.
CLAIMS:
1. Process for recycling solid residues containing iron and heavy metals, optionally with the addition of iron ore, the residues together with reducing agents, such as coal and / or coke and / or carbon-containing and / or hydrocarbon-containing residues and / or hydrocarbons in solid and / or liquid and / or gaseous form, as well as oxygen and / or oxygen-enriched air are introduced, swirled and ignited into a melting cyclone (6), the residues are melted, volatile heavy metals are reduced and evaporated and Iron oxides are reduced, the gases and the melt from the melting cyclone (6) are jointly transferred to a directly coupled separation vessel (7), in which a separation of
Melt and gases occurs,
the evaporated heavy metals are separated from the gases outside the separating vessel (7) and the melt is transferred to a metallurgical vessel (10) separate from the separating vessel (7), characterized in that on the one hand reducing agents are in the metallurgical vessel (10) be fed that
Iron oxides of the melt are reduced to iron to form a low-iron slag and, on the other hand, electrical energy is introduced to at least partially cover the heat losses and the reduction energy.