EP0946761A1 - Anlage und verfahren zum herstellen von metallschmelzen - Google Patents

Anlage und verfahren zum herstellen von metallschmelzen

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EP0946761A1
EP0946761A1 EP98929118A EP98929118A EP0946761A1 EP 0946761 A1 EP0946761 A1 EP 0946761A1 EP 98929118 A EP98929118 A EP 98929118A EP 98929118 A EP98929118 A EP 98929118A EP 0946761 A1 EP0946761 A1 EP 0946761A1
Authority
EP
European Patent Office
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vessel
electric arc
arc furnace
furnace vessel
oxygen
Prior art date
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Ceased
Application number
EP98929118A
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Stefan Dimitrov
Norbert Ramaseder
Wilfried Pirklbauer
Yoyou Zhai
Johannes Steins
Ernst Fritz
Johannes Müller
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Primetals Technologies Austria GmbH
Original Assignee
Voest Alpine Industrienlagenbau GmbH
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Voest Alpine Industrienlagenbau GmbH filed Critical Voest Alpine Industrienlagenbau GmbH
Publication of EP0946761A1 publication Critical patent/EP0946761A1/de
Ceased legal-status Critical Current

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    • F27B3/00—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Tank furnaces
    • F27B3/10—Details, accessories, or equipment peculiar to hearth-type furnaces
    • F27B3/18—Arrangements of devices for charging
    • F27B3/183—Charging of arc furnaces vertically through the roof, e.g. in three points
    • F27B3/186—Charging in a vertical chamber adjacent to the melting chamber
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/56—Manufacture of steel by other methods
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
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    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/5252—Manufacture of steel in electric furnaces in an electrically heated multi-chamber furnace, a combination of electric furnaces or an electric furnace arranged for associated working with a non electric furnace
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    • C21C5/567—Manufacture of steel by other methods operating in a continuous way
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
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    • F27B3/04—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Tank furnaces of multiple-hearth type; of multiple-chamber type; Combinations of hearth-type furnaces
    • F27B3/045—Multiple chambers, e.g. one of which is used for charging
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
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    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
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    • F27B3/10—Details, accessories, or equipment peculiar to hearth-type furnaces
    • F27B3/22—Arrangements of air or gas supply devices
    • F27B3/225—Oxygen blowing
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    • C21C5/28—Manufacture of steel in the converter
    • C21C5/36—Processes yielding slags of special composition
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    • C21C5/562—Manufacture of steel by other methods starting from scrap
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    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the invention relates to a plant for producing metal melts, in particular iron melts, such as steel melts, crude steel melts or pig iron melts, and a method for producing these melts.
  • the AC or DC electric arc furnace serves as the standard unit for electric steel production.
  • the iron carriers used are made of - 60 to 100% steel scrap, directly reduced iron sponge in various
  • liquid and / or solid pig iron melted down with the help of one or more electric arcs using oxygen lance (s) - optionally burner (s), nozzles and / or inert gas flushing - and addition of carbon carriers and slag formers.
  • the steel bath is then brought to the temperature and composition desired for tapping in a flat bath period (5 to 10 min) in the electric arc furnace and calmed down when tapping in the pan.
  • the energy and material consumption as well as the plant productivity are quite different depending on the respective application conditions and the melting practice.
  • the limitations mentioned in the conventional electric arc furnace are caused exclusively by the furnace configuration, which does not allow a quasi-stationary, continuous process.
  • the operations charging, melting, freshening, heating up and parting off take place in one place, inevitably more or less staggered and with interruption (s) of the feed and power supply - at least before and during tapping - to the desired composition and temperature (homogeneity and overheating with regard to the liquidus temperature) of the crude steel.
  • the current process flow in the electric arc furnace is discontinuous and therefore limited in performance. In this regard, the following should be mentioned:
  • AT-B - 295.566 describes a process for the continuous production of steel by melting pre-reduced ore and then refining the melt from semi-steel (semi-steel) to steel in an arc melting furnace with a melting range, to which a fresh zone and at least one slag settling chamber are connected are known in which pre-reduced iron ore is introduced in lump or granular form into the arc zone of the melting furnace, the metal in the furnace is continuously stirred and brought into circulation and the metal by blowing in oxygen-containing gas as it flows through a fresh zone Steel is refurbished, whereas slag is caused to flow along at least part of the length of the fresh zone against the metal.
  • a slag settling chamber without intensive bath mixing the slag calms down, which is then tapped from the slag settling chamber.
  • scrap and molten pig iron can be used, but only in very limited quantities.
  • the exhaust gases are removed directly in the fresh zone, i.e. not via the arc melting furnace.
  • the fresh zone is designed as a channel reactor, which results in a high specific surface with high heat losses. Refreshing takes place with a C concentration gradient along the fresh zone of the channel reactor without a concentration compensation vessel, which is why the C content is difficult to adjust or regulate.
  • This known method is therefore of limited use and is used primarily to produce crude steel from pre-reduced ore.
  • DE-C 3 609 923 discloses a method and a device for the continuous melting of scrap into crude steel.
  • this method which is mainly limited to scrap melting (the use of liquid pig iron and / or sponge iron is not mentioned)
  • the heat of the furnace gas is used to heat the scrap.
  • the scrap is preheated in a shaft placed centrally on the hearth furnace and introduced centrally into the hearth furnace, whereby a scrap column is formed, which is supported on the bottom of the electric arc furnace with the formation of a pouring cone and can reach up to the scrap loading opening in the upper part of the scrap preheating shaft.
  • Swiveling electrodes preferably four electrodes
  • the angle of inclination between the central electrode axis and a vertical is more than 20 ° for each electrode during scrap melting.
  • the stove is exposed to an enormous heat load, since the arcs between the Burn the centrally placed scrap column and the walls or the lid of the stove.
  • this leads to increased wear of the refractory lining, and thus to higher material and time costs for carrying out repairs.
  • a large part of the energy introduced is transmitted to the furnace walls and the furnace cover by radiation and is lost.
  • a possible bridge formation in the scrap column - above the melting caverns melted into it by the electrodes - does not rule out a fall of the scrap column (or parts thereof), which can lead to an electrode breakage and thus to a process interruption.
  • the Contiarc process is known from MPT International 2/1996, pages 56 to 60, in which scrap is melted down continuously, etc. in a ring shaft furnace. This process is used only for melting scrap; the use of sponge iron and / or liquid pig iron is not mentioned.
  • a disadvantage of this method is the difficulty in setting the crude steel temperature immediately before the start and during the tapping process, since there is a very large contact area of the scrap, which is arranged in a ring, with the liquid bath. Difficulties may also arise with regard to concentration equalization or chemical homogeneity of the melt which has been discontinuously freshly and tapped in this process.
  • Consteel- ® (known from Electric Furnace Conference Proceedings 1992, pages 309-313) is preheated with an elongated, horizontal preheating scrap 'and charged into an electric furnace, u.zw. on one side of the electric oven.
  • the exhaust gas generated in the electric furnace is removed via the elongated preheating device for the scrap.
  • the elongated preheating duct for the scrap is arranged in a stationary manner, whereas the electric furnace is tiltably mounted so that a crude steel tapping can be carried out discontinuously in this process.
  • the construction itself is therefore complex, as with all tilting ovens.
  • the refractory lining of the furnace is mechanically stressed.
  • the scrap is loaded batchwise, since the scrap is only introduced on one side of the furnace, etc. is deposited in an edge area of the furnace.
  • the melting process and the mixing process cannot be carried out optimally; the use of burners in the electric furnace to support the scrap melting would only be possible with a low degree of efficiency.
  • the dust content in the exhaust gas is relatively high because the exhaust gas is not filtered by the scrap.
  • the invention aims to avoid these disadvantages and difficulties and has as its object a plant and a method for producing molten metals.
  • iron supports with different physicochemical properties such as scrap iron, liquid and / or solid pig iron, iron carbide, sponge iron, iron ore with different degrees of pre-reduction, sinter, scale, metallurgical dust, dried sludge, etc., etc. in a wide variety of quantities, so that, for example, if one of the iron girders appears to be bottlenecked, it can be switched to another without significant capacity restrictions.
  • a system is equipped with the following features:
  • An electric arc furnace vessel which is provided with at least one charging opening for a molten metal and / or scrap and / or direct-reduced metal, in particular direct-reduced iron and / or ore, and at least one electrode and at least one slag tapping device,
  • the oxygen blowing converter vessel forms a unit connected by an overflow weir with the electric arc furnace vessel
  • the bath surface in the oxygen blowing converter vessel which is specific to the bath volume, is smaller than in the electric arc furnace vessel and
  • the oxygen blowing converter vessel with the electric arc furnace vessel has a common reaction space above the bath level of these vessels.
  • the system according to the invention has the advantage that in the case of continuous parting, or in the case of a discontinuous parting, only slight thermal cycling stresses take place on the refractory lining of the system parts.
  • the unit which is preferably rigid compared to the foundation, formed from converter vessel and electric arc furnace vessel, there is no mechanical stress on the vessels, in particular the refractory lining thereof, due to tilting movements or weight displacements caused thereby.
  • the refractory lining in the electric arc furnace is protected, since there a C-rich metal melt always has a reducing effect on the slag or reduces the FeO content of the slag.
  • the temperature in the electric arc furnace is relatively low, e.g. less than 1600 ° C.
  • the tapping metal bath level of the oxygen blowing converter vessel is below the metal bath level of the electric arc furnace vessel, the bottom of the oxygen blowing converter vessel advantageously being arranged at a lower level than the bottom of the electric arc furnace.
  • the oxygen blowing converter vessel is preferably equipped with a blowing lance for oxygen or an oxygen-containing gas mixture.
  • the oxygen blowing converter vessel is equipped with floor nozzles, preferably with oxygen blowing floor nozzles.
  • the electric arc furnace is advantageously equipped with at least one metal tapping device.
  • the slag tapping device is expediently provided on a decanter forming a unit with the electric arc furnace vessel, which is preferably diametrically opposite the overflow weir. This enables the slag that forms in the oxygen blowing converter vessel to flow into the electric arc furnace vessel in countercurrent to the molten metal.
  • the oxygen-blowing converter vessel and / or the electric-arc furnace vessel are expediently equipped with a charging opening for charging metallic feedstocks, ore, additives, alloys, carburizing agents and the oxygen-blowing converter vessel is also equipped with an oxygen-containing gas or afterburning nozzles and / or Lances equipped, preferably at least one of them in the vicinity of the transition between the two vessels.
  • the electric arc furnace vessel is equipped with at least one preheating shaft which supplies fixed iron supports and is arranged above the electric arc furnace vessel and preferably on the side thereof or in a ring above the furnace vessel, as a result of which the introduction of preheated scrap and / or sponge iron or other iron carriers in a simple manner and by utilizing the heat content of the exhaust gases generated in the electric arc furnace vessel.
  • the preheating shaft can be arranged centrally or decentrally and is preferably not equipped with gas-permeable shut-off elements (fingers), ie the preheating shaft opens directly and without obstacle into the electric arc furnace vessel.
  • the fixed iron supports forming a column at the bottom of the electric arc furnace vessel.
  • At least one conveyor belt preferably provided with a housing, opens into the preheating shaft, wherein heating devices, which are designed as afterburning devices and / or burners with lines supplying an oxygen-containing gas, installed in the housing, expediently open into the housing.
  • heating devices which are designed as afterburning devices and / or burners with lines supplying an oxygen-containing gas, installed in the housing, expediently open into the housing.
  • At least part of the inner surface of the preheating shaft and / or the housing and / or the lid of the electric arc furnace vessel and / or the lid of the oxygen blowing converter vessel is advantageously lined with refractory materials.
  • the electric arc furnace vessel is preferably equipped with a device which supplies a molten metal, preferably pig iron.
  • the electric arc furnace vessel is equipped with a preheating shaft, which is arranged above the electric arc furnace vessel and opens into the electric arc furnace vessel via a gas-permeable, cooled shut-off device.
  • An alternative embodiment is characterized in that the preheating shaft is arranged centrally above the electric arc furnace vessel and the lid of the electric arc furnace vessel is ring-shaped, surrounding the preheating shaft and connecting it with side walls of the electric arc furnace vessel, whereby Electrodes, preferably graphite electrodes, protrude obliquely through the lid into the interior of the electric arc furnace.
  • nozzles and / or lances and / or burners opening into the interior of the electric arc furnace vessel are provided, which either connect to an iron carrier feed device and / or an ore feed device and / or a carbon or carbon carrier feed device and / or a slag-forming feed device and / or an oxygen or an oxygen-containing gas feed device and / or a hydrocarbon feed device and / or an inert gas feed device are connected.
  • Nozzles and / or lances are advantageously arranged in the oxygen blowing converter, which either connect to an iron carrier feed device and / or an ore feed device and / or a coal or carbon carrier feed device and / or a slag generator feed device and / or an oxygen or an oxygen-containing gas supply device and / or a hydrocarbon supply device and / or an inert gas supply device are connected.
  • the nozzles are preferably designed as sub-bath nozzles and / or floor-flushing stones or the lances are arranged to be movable, in particular pivotable and / or movable in their longitudinal direction.
  • the electric arc furnace vessel is provided with an approximately centrally arranged electrode (s) projecting into the vessel from above and optionally with a bottom electrode.
  • the preheating shaft is preferably designed as a unit that can be separated and exchanged from the electric arc furnace vessel and from the housing.
  • the lid of the electric arc furnace vessel and the lid of the oxygen blowing converter vessel form one unit or are designed as one unit.
  • At least one inspection and / or repair opening is expediently provided, preferably above the transition from the electric arc furnace vessel to the oxygen-gas converter vessel.
  • an advantageous embodiment is characterized in that the oxygen-blowing converter vessel is designed as a removable and replaceable structural unit that can be separated from the electric arc furnace vessel.
  • the electric arc furnace vessel is preferably equipped with a bottom that slopes in the direction of the decanter and merges into an approximately horizontal bottom part of the decanter, the deepest point of the bottom being arranged in the decanter and at the lowest point of the bottom of the decanter a metal tap hole is provided.
  • a method for producing metal melts, in particular steel melts, such as crude steel melts, is characterized by the combination of the following process steps:
  • a premelt is produced in the electric arc furnace vessel and brought to a specific temperature level and to a specific chemical composition
  • the premelt flows continuously and irreversibly into the oxygen-blowing converter vessel via the overflow weir,
  • the premelt is continuously refined in the oxygen blowing converter vessel, preferably to raw steel and
  • the fresh melt is discharged continuously or discontinuously from the oxygen blowing converter vessel,
  • a chemical composition and a temperature of the molten metal which correspond to the chemical composition and the temperature of the finished melt or of the end product, which are desired during the tapping, are preferably set in a continuous manner in the oxygen blowing converter vessel.
  • the exhaust gases formed in the oxygen blowing converter vessel are advantageously discharged via the electric arc furnace vessel, with a CO + H 2 afterburning being carried out both in the oxygen blowing converter vessel and in the electric arc furnace vessel, the expediently Exhaust gases arising in the electric arc furnace vessel and the exhaust gases flowing over into the electric arc furnace vessel from the oxygen blowing converter vessel are used for preheating the lumpy charging material introduced into the electric arc furnace vessel.
  • the exhaust gases used for preheating are gradually burned for better energy utilization during the preheating process.
  • a negative pressure is preferably maintained in the electric arc furnace vessel and in the oxygen blowing converter vessel.
  • Pig iron in liquid form is charged into the electric arc furnace vessel and brought to a certain temperature level
  • the Si and P content is reduced when pre-freshening in the electric arc furnace
  • the molten pig iron flows continuously via the overflow weir into the oxygen blowing converter vessel,
  • the molten pig iron is also continuously partially refreshed in the oxygen blowing converter vessel,
  • the partly freshed pig iron is discharged discontinuously or continuously from the oxygen blowing converter vessel and
  • the slag that forms in the oxygen-blowing converter vessel flows in countercurrent into the electric-arc furnace vessel from which it is drawn off, the partially-freshed (pretreated) pig iron expediently in a converter or electric-arc furnace in a conventional manner provided in addition to the system, with or without a feed is finished fresh from other iron carriers to a liquid end product.
  • the metallic insert mix is preferably composed of at least one of the following components
  • Scrap such as steel scrap, and / or solid pig iron or cast iron
  • Direct-reduced iron as pellets and / or briquettes and / or iron carbide
  • the metallic insert mix is formed at least from alloyed steel scrap and liquid and / or solid alloying agents and / or ferroalloys.
  • the steel melt tapped off from the blast converter converter vessel is preferably further treated as a preliminary melt in a subsequent secondary metallurgical treatment including decarburization, either with or without negative pressure (vacuum).
  • the vacuum treatment can be done with a VOD, RH-OB or a KTB system.
  • the premelt already has a C content which is higher than required for the quality to be produced.
  • the oxygen blowing converter vessel will tapped steel melt treated as finished melt in a subsequent secondary metallurgical treatment, for example on a ladle furnace or rinsing station.
  • a liquefaction or. Reduction treatment of the slag is carried out in the oxygen blowing converter vessel.
  • FIG. 1 showing a vertical section through a system according to the invention according to a first embodiment
  • FIG. 2 a section along the line II-II of FIG. 1.
  • 3, 4 and 5, 6 and 7, 8 and 9, 10 each illustrate alternative embodiments in representations analogous to FIGS. 1 and 2.
  • a furnace vessel 1 of a direct current electric arc furnace is provided as an intermediate vessel between a decanter 2 and a converter vessel 3 designed as an oxygen blowing converter, etc. with these vessels 2 and 3 each directly connected so that a coherent reactor system with three functional zones is formed.
  • the furnace vessel 1 of the electric arc furnace serves primarily as a melting or melting reduction and heating zone, the converter vessel 3 mainly as a fresh and heating zone, and the decanter 2 as a decanting zone (settling zone).
  • a preheating shaft 5 is placed on the lid 4 thereof, which can preferably be fed via a conveyor belt 8 with metallic feedstocks 7 - in particular steel scrap, possibly also solid pig iron and / or sponge iron.
  • the conveyor belt 8 is expediently surrounded by a housing 6, so that a heating part 9 is formed in which the feed materials 7 can be preheated during the belt conveying with the aid of burners and / or post-combustion nozzles 10. Heating part 9 and preheating shaft 5 are directly connected to each other.
  • the lid 4 of the furnace vessel 1 there is at least one charging opening 11 for the continuous supply of solid, lumpy iron carriers 12 (directly reduced iron, fine scrap, pre-reduced iron ore, sinter, scale, filter dust and / or sludge briquettes, possibly fine scrap, etc.
  • the feed takes place via a conveyor belt 15 or conveyor belts.
  • the unit of furnace vessel 1, converter vessel 3, decanter 2, preheating shaft 5 and heating part 9 forms the core of a first embodiment of the system according to the invention, which is shown in FIGS. 1, 2.
  • the furnace vessel 1 has a single graphite version or, in the case of an alternating current version, preferably a plurality of graphite electrodes 16 for the supply of electrical energy.
  • the electrodes 16 can optionally be pivotable within an inclination angle of 0 to 30 ° relative to the vertical in the direction of the center of the furnace vessel 1 and up to 10 ° in the opposite direction to the wall of the furnace vessel 1.
  • the angle of inclination can be set or regulated differently for each individual electrode 16 and is usually approximately 15 to 20 ° during melting operation. As a rule, the electrodes 16 are vertical and cannot be pivoted.
  • a bottom anode mounted in the center of the bottom 18 of the furnace vessel 1 serves as the counter electrode 17 (with direct current).
  • the metallic feedstocks 7 preheated in the preheating shaft 5 by the rising, hot exhaust gases 19 pass continuously into the furnace vessel 1 of the system due to the continuous melting process with continuous power supply.
  • Liquid pig iron 20 is continuously fed into the furnace vessel 1 via a pig iron feed device 21 which opens into the furnace vessel 1 and is designed as a channel.
  • fine-grained coal 13 • fine-grained coal 13 'or other carbon carriers (processed organic light fraction, e.g. shredder light fraction) and / or
  • gaseous oxygen and / or other oxidizing gases 27 (CO ,, H, 0 etc.) and secondary air including air with 0 2 enrichment 28 and / or
  • Inert gases 30 (N 2 , Ar)
  • Protected and / or unprotected nozzles and / or lances 32 (movable and / or permanently installed lances, optionally as combination lances / burners 32a) at various points in the lid and / or wall area of the electric arc furnace above and / or below the surface of the slag for blowing in at least one of the above-mentioned substances 12 ', 13', 14 ', 27, 28, 29, 30 and / or
  • the molten metal 24 formed in the furnace vessel 1 runs into the converter vessel 3 via a weir 34 and is refreshed there until it is tapped and at the same time heated.
  • the converter vessel 3 has at least one, preferably several - nozzles, etc.
  • protected natural gas protected - but Ar, C0 2 and higher hydrocarbons can also be used as protective gas
  • non-protected nozzles such as overbath nozzles for afterburning and / or lances 35 (movable and / or permanently installed lances if necessary as a combination Lances / burners) at various points in the lid and wall area of the converter vessel 3 above and / or below the surface of the slag for blowing up at least one of the substances 12 ', 13', 14 ', 27 to 30 and / or
  • a preferred embodiment variant of the converter vessel 3 provides the following:
  • the lances 35 are arranged approximately symmetrically on the cover 37 of the converter vessel 3, are movable in the vertical direction and can at the same time be pivoted out within an angle of inclination of approximately 0 to 30 ° to the vertical in or against the flow direction 38 of the molten metal 24.
  • control and repair opening 50 is attached approximately above weir 34.
  • the fresh slag 25 moves from the converter vessel 3 in the opposite direction to the molten metal 24 in the direction of the arrow 42 to the furnace vessel 1, whereby it acts on the molten metal 24 with ever decreasing temperature or increasing Content of Accompanying elements (C, Si, Mn, P, S etc.) meet and these are heated and freshened or cooled and reduced by this until the slag 25 is tapped through a slag door 22 at the end of the decanter 2.
  • the hot exhaust gases 19 formed in the converter vessel 3 first get into the furnace vessel 1 and mix with the resulting exhaust gases before they then rise through the preheating shaft 5 and either (variant without heating part, Fig. 5, 9) the system through the exhaust pipe Leave 46 in the upper area of the preheating shaft 5 or get into the heating part 9 (variant with heating part, FIGS. 1, 2, 7, 8).
  • the exhaust gases are partially post-combusted with oxygen 27, optionally with air 28 or air / oxygen mixtures via the lances 32, 35 and / or nozzles 47, nozzles 10 in the heating part.
  • Heating part 9 (if provided, preferably with> 30% scrap in the insert mix),
  • the starting materials to be used in particular the iron carriers 7 (shape, size, composition, temperature and physical state)
  • the main goal in the design is to preheat, charge, melt or reduce melt, refresh, heat and cut-off the process steps within the system at the same time, but at different locations and thus as independently of one another as possible in different parts of the system with a controllable process under favorable physical-chemical processes, to carry out reaction-kinetic and thermal conditions, ie to receive an overall system of almost perfectly (highly effective) working partial reactors for the specific application.
  • the configuration of the system according to the invention enables the system area, consisting of oven vessel 1 and decanter 2, to be emptied independently of one another (Via the tap opening 43) and the converter vessel 3, on the other hand, via the tap opening 41 without requiring a tilting of the entire system, which means that control and minor repair work in the hot state of each of these two areas can be carried out at short notice with throttling of the system.
  • all parts of the system are preferably locked together during operation as a unit, or cannot be moved or tilted. Due to the preferably section design of both the lower vessel and the lid 4 and 37 of the system, individual or several parts or vessels requiring repair can be replaced after extending laterally (this also applies to the preheating shaft 5).
  • the interchangeable container concept is preferred, ie ready-to-use, possibly preheated stand-by containers (e.g. converter container 3 and a unit consisting of furnace container 1 and decanter 2) are available at short notice.
  • An overall system configuration with scrap preheating shaft 5 and heating part 9, as shown in FIG. 1, can be used if a certain minimum proportion of solid scrap 7 is used in the mix of operations.
  • the following table I can be used as a general guideline for the selection of the overall system configuration depending on the application mix:
  • the scrap portion 12 in the furnace vessel 1 and / or in the converter vessel 3 is supplied via the lid openings 11 and 39 with the aid of conveyor belt and slide systems 15, 15 'and 40, the maximum dimension of the scrap pieces 12 must not exceed a certain dimension (e.g. 200 mm).
  • the scrap preheating shaft 5 has only a small cross section, since only a little scrap is charged and it is continuously filled by a scrap conveyor belt 8 without a preheating function, ie without a heating part 9.
  • oversized scrap pieces may have to be sorted out and cut before use.
  • the exhaust gases are removed in the upper, so-called hood area 5 ′ of the scrap preheating shaft 5 via the exhaust line 46.
  • At least one scrap preheating shaft 5 is replaced by at least one scrap conveyor belt 8 with a preheating function, i.e. filled continuously by means of a heating part 9.
  • a preheating function i.e. filled continuously by means of a heating part 9.
  • a scrap preheating shaft 5 with a heating part 9 with a scrap conveyor belt 8 or a plurality of scrap conveyor belts 8 arranged in parallel (FIGS. 1, 2).
  • the exhaust gases 19 are removed via a hot gas line (not shown) arranged at the beginning of the heating part 9.
  • a preheating shaft 5 with a gas-permeable and water-cooled shut-off device 5 ′′ is placed on the lid 4 of the furnace vessel 1, which preferably uses a conveyor belt with metallic feedstocks 7 - in particular steel scrap, and possibly also pig iron 15.
  • the furnace vessel 1 has a plurality of cathodically connected, inclined graphite electrodes 16, which are optionally designed as hollow electrodes, preferably in a symmetrical arrangement with respect to the electric arc furnace and the preheating shaft 5.
  • the electrodes 16 are within an inclination angle of 0 to 30 ° relative to the vertical in the direction of the center of the furnace vessel 1 and up to 10 ° in the opposite direction towards the wall of the furnace vessel 1.
  • the angle of inclination can be set or regulated differently for each individual electrode 16. It is during melting usually about 15 to 20 °. Occasionally, the pivotability of the Electrodes 16 are dispensed with.
  • a bottom anode mounted in the center of the bottom 18 of the furnace vessel 1 serves as the counter electrode 17.
  • Temperature e.g. > 800 ° C (scrap preheating temperatures of 1000 ° C and more are quite possible, if necessary using a lined preheating shaft).
  • feedstocks can also be preheated, e.g.
  • the average decarburization speed depending on the feed mix being from 0.06 to 0.10 (max. 0.12)% C / min, and + with continuous feed of cold feed mix- Components, e.g. Sponge iron and / or iron carbide, possibly fine scrap and / or hot insert mix components, e.g. liquid pig iron (from an upstream blast furnace or a smelting reduction), hot sponge iron and or iron carbide and coal and or fine coal (coke, SLF), lumpy and or dusty slag formers (lime, dolomite, quartzite, fluorspar, etc.).
  • cold feed mix- Components e.g. Sponge iron and / or iron carbide, possibly fine scrap and / or hot insert mix components, e.g. liquid pig iron (from an upstream blast furnace or a smelting reduction), hot sponge iron and or iron carbide and coal and or fine coal (coke, SLF), lumpy and or dusty slag formers (lime, dolomit
  • the preferred decarburization rate is 0.08 to 0.13 (max. 0.15)% C / min depending on the feed mix.
  • the process concept is based on a countercurrent movement of metal 24 and slag 25 in the furnace vessel 1 / converter 3 area, i.e. the slag moves from the converter vessel 3, the part of the plant with the highest temperature and the highest oxygen potential of the metal bath, over the furnace vessel 1 - this has a lower temperature and a lower oxygen potential of the metal bath, because it contains a C-rich molten metal - in the direction of Slag door 22 at the end of the decanting part 2, where the slag 25 can only leave the system.
  • the driving force of this movement of the slag 25 is above all gravity, supported by impulses which are transmitted to the slag 25 as a result of the intensive bath mixing in the converter vessel 3 and in the furnace vessel 1.
  • the slag 25 encounters metal melt 24 with a low temperature and higher contents of Si and C and is reduced by this, because of the intensive bath mixing, with respect to FeO content and at the same time cooled.
  • the subset of the slag 25 from the converter vessel 3 mixes with non-metallic phases formed in the furnace vessel 1 and in the decanting part 2, etc.
  • This process feature also means that the residence time of the slag 25 formed in the converter vessel 3 (with very good properties with respect to dephosphorization and desulfurization) in the converter vessel 3 is considerably longer than, for example, in a discontinuous LD converter and can also be regulated, which results in the following advantages : - »better use of the refining properties of the converter vessel 3 supplied
  • slag formers supplied in the furnace vessel 1
  • the preferred supply of up to 100% of the lime or dolomite in the furnace vessel 1 in fine-grained condition can also significantly reduce the negative impact of the so-called hot spots in AC furnace designs.
  • Chunky slag formers are preferably fed into the converter vessel 3 (fine-grained slag formers only when extreme requirements with regard to the raw steel quality have to be met).
  • EAF ⁇ LD preferred supply of fine-grained slag formers (especially dust lime, ⁇ dust dolomite) via several nozzles / lances in / through the furnace cover 4, material supply into the hot spot areas
  • Exhaust gas from the converter vessel 3 and furnace vessel 1 is drawn off uniformly through the possibly existing scrap preheating shaft 5 and possibly through the heating part 9, the chemical and physical exhaust gas heat being used optimally (divided); if no preheating shaft 5 is provided, the exhaust gases pass from the furnace vessel 1 into the directly connected hot gas line. Almost 100% exhaust gas detection takes place through an encapsulated system with a minimum of uncontrolled emissions or a minimum exposure to heat, dust and toxic exhaust gas components, since no part of the system is opened for charging operations is required. The exhaust gases are increasingly afterburned on the way from the converter vessel 3 to the furnace vessel 1 and further to the preheating shaft 5 and to the heating part 9, depending on the need and the mix of uses.
  • Embodiment 1 100% steel scrap
  • Embodiment 2 40% steel scrap
  • the process and plant variants according to the invention also enable the continuous production of crude steel from 100% sponge iron or from 100% liquid pig iron, in the latter case ore, carbonate, scale, dust briquettes etc. can be used individually or in combination as a coolant.
  • Gases oxygen, nitrogen, natural gas, air (compressor and fan)
  • Solid coal coal, fine coal (blown coal)
  • Refractory materials stones for delivery in the furnace as well as in the converter vessel 3,
  • Spray compounds (repair) graphite electrodes for furnace vessel 1 and cooling water: for water-cooled panels of furnace vessel 1, des
  • Preheating shaft 5 and the heating part 9 used. Although more cost-effective and / or advantageous in terms of better steel quality, a possible application of alternatives is considered in the next exemplary embodiments
  • Fe-containing feedstocks solid pig iron as Fe carriers and / or as coolants: iron carbide, filter dust, scale, dried
  • Embodiments 1 and 2 Plant according to FIG. 1 consisting of
  • a heating part 9 (conveyor belt 8 with preheating function)
  • furnace vessel 1 An AC electric arc furnace as furnace vessel 1, as a melting and pre-freshening vessel
  • furnace vessel 1 and the converter vessel 3 have the following identical configuration and equipment, the specification relating to conventional discontinuous systems in accordance with standard series:
  • furnace vessel 1 Specification of the furnace vessel 1:
  • a lid 4 of the furnace vessel 1 which is made on the outside of water-cooled panels which are provided with a refractory layer from the inside (furnace space),
  • Two charging openings 39 preferably only one in operation (only one of them is shown in FIGS. 1 and 3) in the converter cover 37 for continuous feeding of fine scrap (here shredder scrap with a piece size of ⁇ 100 mm) and / or sponge iron pellets (DRI ) 12, lump coal 13 and lumpy slag formers (lime, dolomite, quartzite) 14, which are transported in via a conveyor belt / slide system 40,
  • a lid 37 of the converter vessel 3 which is designed in an identical design as the lid 4 of the furnace vessel 1 and forms a unit (section design) with it in the locked state during operation. Approximately above the weir 34, it is provided with a control and repair opening 50. This remains closed during the continuous process.
  • the preheating shaft 5 is formed from water-cooled panels which are provided on the inside in the upper hood area with refractory plates (as can be seen in FIG. 1),
  • the preheating duct 5 is provided with twelve post-combustion nozzles 47 for oxygen 27, air 28 or an oxygen / air mixture, these post-combustion nozzles 47 being arranged approximately symmetrically on the outer duct perimeter in two levels, each with six nozzles per level,
  • Two natural gas / oxygen / air combi burners 10 are arranged in the upper hood area of the preheating shaft 5, which can also be used as afterburning lances and as a burner with max. 3.5 MW can be operated per burner.
  • the entire preheating shaft 5 can be made of water-cooled panels with an inner lining, whereby the following advantages can be achieved: - »little heat loss with the cooling water in the preheating shaft or a smaller amount of cooling water is necessary ⁇ higher scrap preheating and flue gas temperatures can be set at the exit of the shaft without risk of malfunction.
  • the preheating shaft 5 consists of water-cooled panels which are provided on the inside in the upper hood area with refractory plates,
  • the preheating duct 5 is provided with eight post-combustion nozzles 47 for oxygen 27, air 28 or oxygen / air mixtures, these post-combustion nozzles 47 being arranged approximately symmetrically on the outer duct perimeter in two levels, four nozzles per level,
  • a natural gas / oxygen / air combi burner 10 is arranged, which can also be used as a post-combustion lance and as a burner for an output of max. 3.5 MW is designed.
  • a heating part 9 is provided with two identical scrap conveyor belts 8 arranged parallel to one another within the heating part 9, which are spatially separated from one another within the common housing by a refractory dam (not shown in the drawings).
  • the design of the heating part 9 and the scrap conveyor belts 8 can be summarized as follows:
  • a vertically aligned refractory dam (wall), which divides the entire interior of the heating part 9 in the longitudinal direction into two sub-spaces that are almost completely separate from one another, each with a scrap conveyor belt 8.
  • the insert mix consists of 100% steel scrap (mixed scrap) with the composition according to Table II.
  • the system variant according to FIG. 1 with the scrap preheating shaft 5 with an internal useful cross section of serves to carry out the method
  • scrap conveyor belts 8 (belt width 2.0 m, belt length 40 m), which are arranged side by side in parallel and before unloading the scrap 7 in the
  • Preheating shaft 5 pass through a common, 10 m long heating part 9, the
  • Heating part 9 opens directly in the upper hood area of the preheating shaft 5.
  • a small portion (11.50%) of the scrap with a piece size of ⁇ 100 mm is fed continuously as a coolant 12 into the converter vessel 3 at a temperature of 25 ° C.
  • a scrap piece length of 1.5 m (ie the main part quantity 7 of 88.50%) is charged onto the two scrap conveyor belts 8 with the aid of four scrap loading cranes and, after preheating in the heating part 9 and in the preheating shaft 5, is continuously fed to the furnace vessel 1 and melted there.
  • the average height of the scrap column 7 in the preheating shaft 5 is approximately 2.5 m.
  • the sensible heat (enthalpy) and chemical heat (heat from the partial afterburning) of the exhaust gases flowing mainly from the furnace vessel 1 into the preheating shaft 5 and into the heating part 9 serve as the heat source for preheating the scrap 7 in the heating part 9 and in the preheating shaft 5 19 as well as the heat from a certain scrap oxidation taking place during the preheating of the scrap.
  • the partial afterburning of the exhaust gases 19 in the preheating shaft 5 takes place in two stages, with cold air 28 and gas oxygen 27 being blown in continuously by the twelve post-combustion nozzles 47 arranged in two levels in a volume ratio of approx.
  • the afterburning takes place gradually along the heating part 9 by means of continuous Blowing in cold air 28 through a total of ten combination burners / lances 10 (here only as afterburning lances), which are arranged in the lid of the heating part 9 (2 x 5 combination burners / lances 10 above each scrap conveyor belt 8).
  • the molten metal 24 in the furnace vessel 1 always has approximately the properties mentioned above.
  • the melting and fresh process in the furnace vessel 1 runs continuously and takes place quasi-steadily with very intensive bath mixing with continuous supply of the following substances, media and energies or under the following process conditions:
  • Blow coal (fine coal) 13 via the manipulator lances 32 and 23 as well as via the coal under bath nozzles 33 of the furnace vessel 1,
  • Converter exhaust gas 19 including dust in the converter exhaust gas, which flow directly from the converter vessel 3 into the furnace vessel 1,
  • the products of the furnace vessel 1 are also continuously and semi-continuously removed, including:
  • the C-rich, low-Si melt reaches the converter vessel 3 continuously and mixes with the crude steel melt 24 which is always present in the converter vessel 3 during a very intensive bath movement Properties regulated within narrow tolerances:
  • the liquid converter slag 25 collects in the converter vessel 3, the surface of which at a slag layer height in the converter vessel 3 of approximately 1.8-2.0 m up to 0.5-1.0 m higher than that in the furnace vessel 1 lies and as a result, driven by gravity and impulses from the bath movement in the converter vessel 3, continuously overflows via the weir 34 into the furnace vessel 1.
  • Lump lime 14, quartzite and lump coal 13 also through the charging openings 39 in the converter cover 37,
  • the products of the converter vessel 3 are also continuously and semi-continuously removed, including:
  • the bet mix consists of
  • exemplary embodiment 1 there is a continuous supply of molten pig iron 20 via pig iron channel 21 and sponge iron pellets 12 via charging openings 11 into furnace vessel 1.
  • Sponge iron pellets 12 are introduced as coolant into the converter vessel 3, etc. in an amount of approx.8.8% of the mix, i.e. approx. 29.3% of the iron sponge pellets contained in the insert mix, the total proportion of which in the insert mix is 30%.
  • the total amount of scrap in the insert mix is charged with scrap loading cranes onto the scrap conveyor belt 8 and, after preheating in the heating part 9 and in the preheating shaft 5, continuously fed or melted into the furnace vessel 1.
  • the average height of the scrap column 7 in the preheating shaft 5 is 2.5 m.
  • the physical and chemical heat, partial afterburning of the exhaust gases 19 from the furnace vessel 1 and heat from a partial scrap oxidation during the preheating serves as the heat source for preheating the scrap 7 in the heating part 9 and in the preheating shaft 5.
  • the partial post-combustion of the exhaust gases 19 in the preheating shaft 5 takes place in two stages, with cold air 28 and gas oxygen 27 being blown in continuously by the eight post-combustion nozzles 47 arranged in two levels in a volume ratio of approx.
  • the preheating takes place gradually along the half with the active scrap conveyor belt 8 by continuously blowing in cold air 28 and gas oxygen 27 through the five combi burners / lances 10 in the lid of the heating part 9, which are arranged above the active scrap conveyor belt 8.
  • the continuous melting of the scrap 7 preheated in the heating part 9 and in the preheating shaft 5 takes place in the furnace vessel 1 with likewise continuous supply of the liquid pig iron 20 via the pig iron channel 21 and approx. 70.7% of the sponge iron pellets 12 contained in the insert mix via the charging openings 11.
  • the resulting molten metal 24 is simultaneously carburized in the furnace vessel 1 to form a low-Si, C-rich melt and partially freshed.
  • the metal melt has the following properties before it overflows into the converter vessel 3 via the weir 34:
  • furnace vessel 1 including non-metallic components '' portion of furnace vessel 1
  • the molten metal 24 in the furnace vessel 1 has approximately the above-mentioned properties during the entire process.
  • the melting and fresh process in the furnace vessel 1 takes place continuously and quasi-steadily with very intensive bath mixing with continuous supply of the following substances, media and energies or under the following process conditions:
  • Blow coal (fine coal) 13 via a manipulator lance 32 or 33 and via the coal under bath nozzles 33 in the furnace vessel 1,
  • Converter exhaust gas 19 including dust in the converter exhaust gas, which flow directly from the converter vessel 3 into the furnace vessel 1,
  • the products of the furnace vessel 1 are also continuously and semi-continuously removed, including:
  • Exhaust gas phase Exhaust gas f dust) 40.7 vol.% CO 79.7% FeO n 25.5 vol.% CO, 9.4% CaO l, 4 vol.% H, 3.5% SiO,
  • the liquid converter slag 25 collects in the converter vessel 3, the surface of which at a slag layer height in the converter vessel 3 of approximately 1.8-2.0 m up to 0.5-1.0 m higher than that in the furnace vessel 1 lies and consequently overflows, driven by gravity and impulses from the bath movement in the converter vessel 3, via the weir 34 into the furnace vessel 1.
  • the fresh process takes place in the converter vessel 3 with very intensive bath mixing quasi-steadily with continuous supply of the following substances, media and energies or under the following process conditions:
  • Lump lime 14, quartzite and lump coal 13 also through the charging openings 39 of the converter cover 37,
  • Exhaust gas gas phase
  • Exhaust gas dust 84.8 vol.% CO 93, l% FeOn 9.4 vol.% CO, 3.5% CaO 2.3 vol.% H, 0.7% SiO, 1.1 vol .% H, 0 0.7% C 0.5 vol.% N, 0.3% ZnO l, 3 vol.% O
  • the bet mix consists of
  • the scrap preheating shaft 5 is replaced with a conventional water-cooled furnace manifold as a connecting piece between the furnace vessel 1 and a hot gas line, not shown in FIG. 3, as is common today for any conventional electric arc furnace,
  • the five natural gas / oxygen burners 32a in the furnace vessel 1 are not operated as a burner and are either protected with air to prevent damage until the next need for use or occasionally (but not in the present case) as additional post-combustion nozzles 32a to those in the lid 4 of the furnace vessel 1 existing post-combustion lances 35 are used, and
  • the metal melt 24 which arises with the supply of electrical energy in the furnace vessel 1 is simultaneously carburized to a low-Si and C-rich melt (here very limited coal supply) and partially refreshed, so that it follows the weir 34 before overflow into the converter vessel 3
  • a low-Si and C-rich melt here very limited coal supply
  • the molten metal 24 in the furnace vessel 1 has approximately the above-mentioned properties over the entire process.
  • the melting and fresh process in the furnace vessel 1 runs continuously and takes place quasi-steadily with very intensive bath mixing with continuous supply of the following substances, media and energies or under the following process conditions:
  • Blow coal (fine coal) 13 via one or more of the manipulator lances 32, 33 and / or the coal sub-bath nozzles 33 of the furnace vessel 1,
  • Converter exhaust gas 19 including dust in the converter exhaust gas, which flow directly from the converter vessel 3 into the furnace vessel 1,
  • Exhaust gas gas phase
  • Exhaust gas dust *
  • the C-rich, low-Si melt 24 reaches the converter vessel 3 continuously at an average speed of 4.27 t / min and mixes with the crude steel melt 24 which is always present in the converter vessel 3 during a very intensive bath movement with continuously regulated properties within narrow tolerances:
  • the liquid converter slag 25 collects in the converter vessel 3, the surface of which at a slag layer height in the converter vessel 3 of approximately 1.8-2.0 m up to 0.5-1.0 m higher than that in the furnace vessel 1 lies and as a result, driven by gravity and impulses from the bath movement in the converter vessel 3, continuously overflows via the weir 34 into the furnace vessel 1.
  • the fresh process takes place in the converter vessel 3 with very intensive bath mixing, quasi-steadily with continuous supply of the following substances, media and energies or under the following process conditions:
  • Lump lime 14 and lump coal 13 also through the charging openings 39 of the converter cover 37,
  • the products of the converter vessel 3 are also discharged continuously and semi-stationary, including:
  • Table V contains a summary of the consumption figures for the production of 1 t of crude steel using the process and plant variants according to the invention.
  • the described system concept, etc. in the variant without preheating shaft 5 and without heating part 9 can also be used for the pretreatment of molten metals with or without iron, in special cases operation with negative pressure (e.g. up to 0.1 bar residual pressure in the entire vessel) would also be conceivable.
  • This pig iron pretreated in this way is tapped continuously from the converter vessel 3 (e.g. into a downstream intermediate container) or discontinuously into an intermediate container or in pig iron pans) and later used either in a converter or in an electric arc furnace or cast on a casting machine to pig iron pellets. • During the process, both in the furnace vessel 1 and in the converter vessel 3
  • Furnace vessel 1 provided only a weak transformer of 20 MVA.
  • the electrodes in the furnace vessel 1 can be omitted.
  • the above process flow can also be used effectively for the pretreatment of special pig iron with a high content of V, Ti, Mn and P.
  • the process and the system are also suitable for the production of molten pig iron with a very low content of accompanying elements (Si, Mn, P and S at the same time), i.e. very suitable for producing a "SORELMETAL" type pig iron from conventional pig iron.
  • the process and system application is further explained using an example for the production of a Cr and Ni-rich premelt for the production of stainless steel by subsequent VOD treatment.
  • the process flow according to the invention is as follows:
  • Chromium, nickel, manganese, molybdenum etc. ores are continuously introduced in a system according to FIGS. 1 and 2 with the conveyor belt 8 via the heating part 9 into the preheating shaft 5 or into the electric arc furnace vessel 1 and preheated.
  • liquid feedstocks 20 e.g.
  • Pig iron preferably pre-phosphorous pig iron (% P ⁇ 0.025), and / or
  • Liquid FeCrHC (from an electric arc furnace or an induction furnace) are fed continuously into the electric arc furnace vessel 1 via the filler trough 21.
  • the melting process in the electric arc furnace 1 takes place continuously with intensive bath mixing under the following conditions:
  • slag formers 14 such as burnt lime, burnt dolomite, fluorspar etc. - in pieces via the charging openings 11 and / or fine-grained via the nozzles 33 and / or lances 23, 32.
  • the aim of the process control in the electric arc furnace 1 is the quasi-stationary setting of certain process parameters, which are as follows when producing a premelt for austenitic steel grade 304:
  • Liquid slag 25 always with an approximately constant composition, for example as a directional analysis
  • the molten metal 24 with the properties mentioned above runs continuously from the electric arc furnace vessel 1 via the weir 34 into the converter vessel 3 and mixes with the very intense bath movement with the crude steel melt 24 which is always present in the converter vessel 3, which in the present case is a Represents premelt for the next VOD treatment and is always kept in the converter vessel 3 at the composition and temperature desired for tapping about 0.25% C about 1700-1710 ° C.
  • the fresh run (mainly decarburization) takes place in converter vessel 3 under the following process conditions:
  • slag formers 14 such as burnt lime, burnt dolomite, fluorspar, etc. - preferably in pieces via the charging openings 39, optionally also in fine-grained form via the nozzles 36, Formation of an almost solid slag 25 with an approximately constant composition, for example as a directional analysis approx. 30% CaO 2-5% Al 2 O 3 ⁇ 5% CaF,
  • the metal product 24 - a premelt with the properties mentioned above for subsequent VOD treatment - is tapped from the converter vessel 3 via the metal tapping device 41.
  • the metal tapping can be carried out continuously or discontinuously without interrupting the process in the electric arc furnace vessel 1.
  • the exhaust gases 19 which arise in the converter vessel 3 and in the electric arc furnace vessel 1 are drawn off uniformly via the preheating shaft 5 and the heating part 9 and at the same time are used for preheating the solid starting materials 7.
  • the bed in the preheating shaft 5 performs a pre-filter function with regard to dust content in the exhaust gas 19.
  • washing-out process is carried out after about 3 hours of operation, for example by feeding somewhat higher amounts of FeSi, lime and fluorspar into the converter vessel 3
  • This process enables liquefaction of the slag 25 in the converter vessel 3 and at the same time a reduction in the Cr, O 3 content, so that the slag 25 can easily move in countercurrent movement to the metal 24 via the weir 34 into the adjacent electric arc furnace vessel 1 can occur, without causing high Cr losses, before it then mixes with the slag portion formed in the electric arc furnace 1.
  • the so-called washing process is carried out both when the system is operated with continuous and when operated with discontinuous tapping of the metal 24 from the converter vessel 3 without special effort and essential achivi throttling feasible.
  • the method according to the invention can also be used for the production of stainless grades with a low C content ( ⁇ 0.05%), ie without a VOD system.
  • the deoxidation and desulphurization of the steel takes place in a manner similar to that for carbon steel production during tapping off the converter vessel 3 and the subsequent secondary metallurgical treatment (for example in a ladle furnace or at a rinsing station).
  • Significant advantages of the method according to the invention compared to known, discontinuous stainless production methods are:

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Abstract

Um Metallschmelzen unter Einsatz aller in der Hüttenpraxis anfallender Metallträger, u. zw. in den verschiedensten Mengenzusammenstellungen herstellen zu können, ist eine Anlage zum Herstellen von Metallschmelzen mit folgenden Merkmalen ausgestattet: einem Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1), das mit einer Chargieröffnung (11, 21) für eine Metallschmelze und/oder Schrott und/oder direktreduziertes Metall, insbesondere direktreduziertes Eisen und/oder Erz, und mindestens einer Elektrode (16) und einer Schlacken-Absticheinrichtung (22) versehen ist; einem Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3), das mit einer Schmelzen-Absticheinrichtung (41) versehen ist; wobei das Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) mit dem Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) eine durch ein Überlaufwehr (34) verbundene Einheit bildet, die am Fundament starr gelagert ist; und wobei die spezifisch auf das Badvolumen bezogene Badoberfläche im Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) kleiner ist als im Elektro-Lichtboegen-Ofengefäß (1); und das Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) mit dem Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) einen über dem Badspiegel dieser Gefäße liegenden gemeinsamen Reaktionsraum aufweist.

Description

Anlage und Verfahren zum Herstellen von Metallschmelzen
Die Erfindung betrifft eine Anlage zum Herstellen von Metallschmelzen, insbesondere Eisenschmelzen, wie Stahlschmelzen, Rohstahlschmelzen oder Roheisenschmelzen, sowie ein Verfahren zum Herstellen dieser Schmelzen.
Als Standardaggregat zur Elektrostahlerzeugung dient heutzutage der Wechsel- oder Gleichstrom-Elektro-Lichtbogenofen. Dabei werden die eingesetzten Eisenträger aus - 60 bis 100 % Stahlschrott, direkt-reduziertem Eisen-Eisenschwamm in verschiedenen
Mengenverhältnissen, und gelegentlich auch Eisenkarbid (zur Zeit bis ca. 10 bis 20 % vom Gesamteinsatz) und
0 bis 40 % flüssigem und/oder festem Roheisen mit Hilfe von einem oder mehreren Lichtbögen unter Verwendung von Sauerstofflanze(n) - gegebenenfalls Brenner(n), Düsen und/oder Inertgasspülung - und Zugabe von Kohlenstoffträgern und Schlackenbildnern niedergeschmolzen. Anschließend wird das Stahlbad während einer Flachbadperiode (5 bis 10 min) im Elektro-Lichtbogenofen auf die zum Abstich erwünschte Temperatur und Zusammensetzung gebracht und beim Abstich in der Pfanne beruhigt. Die Energie- und Stoffverbräuche sowie die Anlagenproduktivität sind in Abhängigkeit von den jeweiligen Einsatzverhältnissen und der Schmelzpraxis recht unterschiedlich.
Durch die weltweite Einführung sekundärmetallurgischer Verfahren sowie einer Reihe von Entwicklungen im konstruktiven, elektrischen und technologischen Bereich hat sich der Elektro-Lichtbogenofen-Schmelzbetrieb innerhalb der letzten Jahre in ein hinsichtlich Einsatzstoffe und erzeugter Stahlqualität flexibles und leistungsstarkes Verfahren verwandelt, welches immer öfter wesentliche Vorteile gegenüber der Konvertermetallurgie aufweist und diese erfolgreich konkurriert. Vor allem durch die Anwendung von
• integrierter Schrottvorwärmung und/oder Heißeinsatz von Eisenschwamm/heiß brikettiertem direkt reduziertem Eisen,
• kontinuierlicher Zugabe eines Großteiles der Einsatzstoffe (Eisenträger, Kohlenstoffträger, Zuschläge etc.) unter Minimierung der power-off-Zeit zur Durchführung von Chargieroperationen,
• optimaler Schaumschlackenfahrweise und
• billigeren Primärenergien (Kohle, Erdgas etc.) als Ersatz für elektrische Energie inklusive verbesserter Abgas-Nachverbrennungspraxis und effizienterer Wärmenutzung wurde bei neuen Verfahrensentwicklungen eine bedeutende Schmelzzeitverkürzung und Senkung des spezifischen Elektroenergieverbrauches und somit eine weitere Reduzierung der spezifischen Betriebs- und Investitionskosten der Elektrostahlerzeugung im Elektro- Lichtbogenofen erzielt.
Bei den bekannten Elektrostahlerzeugungsverfahren mit Elektro-Lichtbogenöfen als Schmelzaggregat werden allerdings die potentiellen Vorteile der oben angeführten Verfahrensentwicklungen nur im begrenzten Ausmaß genutzt. Ferner ist es noch nicht gelungen - trotz des zunehmenden Bedarfes - hohe Anteile an flüssigem Roheisen und/oder anderen kohlenstoffreichen Eisenträgern (Eisenschwamm, Eisenkarbid etc.) sowie Problemschrott (Altautos) von ca. 30 bis 70 % im Elektro-Lichtbogenofen-Einsatz mit hoher Produktivität und Energienutzung, und bei Autoschrott außerdem ohne unzulässige Umweltbelastung, zu Flüssigstahl zu verarbeiten.Die großtechnische Anwendung einer unter solchen Bedingungen wirtschaftlich hoch effektiven Technologie und Anlage auf Elektro- Lichtbogenofen-Basis steht noch aus.
Die erwähnten Einschränkungen beim konventionellen Elektro-Lichtbogenofen werden ausschließlich durch die Ofenkonfiguration verursacht, welche keinen quasi-stationären, kontinuierlichen Prozeßablauf ermöglicht. Die Operationen Chargieren, Schmelzen, Frischen, Aufheizen und Abstechen erfolgen an einem Ort, zwangsweise mehr oder weniger zeitlich versetzt und mit Unterbrechung(en) der Einsatz- und Stromzuführung - zumindest vor und beim Abstich - um die erwünschte Zusammensetzung und Temperatur (Homogenität und Überhitzung bezüglich der Liquidustemperatur) des Rohstahles zu erreichen. Der gegenwärtige Verfahrensablauf im Elektro-Lichtbogenofen ist diskontinuierlich und infolge dessen leistungsbeschränkt. Diesbezüglich sei folgendes erwähnt:
1. Bei bereits erreichten tap-to-tap-Zeiten von < 50 min bei konventionellen Elektrolichtbogenöfen bzw. < 35 min für Elektrolichtbogenöfen mit Schacht für Abstichgewichte 70 bis 150 t ist die Möglichkeit zur weiteren Verkürzung der power-off- Phasen stark limitiert. Das gleiche gilt auch für die power-on-Phasen - da unter diesen Bedingungen die Grenze für den wirtschaftlichen Energieeintrag pro Tonne Einsatz und Zeiteinheit beinahe erreicht ist - und somit für die gesamte Schmelzzeit.
2. Beim kontinuierlichen Chargieren sowie beim Frischen und Aufheizen im Flachbadbetrieb, dessen Dauer bei hohem Einsatzanteil an Eisenschwamm und insbesondere an flüssigen Roheisen und Eisenkarbid (ca. 6,1 % C) wesentlich zunimmt, wodurch auch die Wärmeverluste zunehmen, wird die vorhandene Trafoleistung bei Elektro-Lichtbogenofen in der Regel nicht voll ausgenutzt.
Aus der AT-B - 295.566 ist ein Verfahren zur kontinuierlichen Herstellung von Stahl durch Schmelzen von vorreduziertem Erz und anschließendes Frischen der Schmelze von Halbstahl (Semistahl) zu Stahl in einem Lichtbogen-Schmelzofen mit einem Schmelzherd, an den eine Frischzone und mindestens eine Schlackenabsetzkammer angeschlossen sind, bekannt, bei dem vorreduziertes Eisenerz in stückiger oder körniger Form in die Lichtbogenzone des Schmelzherdes eingeführt wird, das Metall im Herd kontinuierlich umgerührt und in Zirkulation gebracht wird und das Metall durch Einblasen von Sauerstoff enthaltendem Gas, während es durch eine Frischzone fließt, zu Stahl gefrischt wird, wogegen Schlacke entlang zumindest eines Teiles der Länge der Frischzone entgegen dem Metall zum Fließen gebracht wird. In einer Schlackenabsetzkammer ohne intensive Baddurchmischung beruhigt sich die Schlacke, die dann aus der Schlackenabsetzkammer abgestochen wird.
Bei diesem bekannten Verfahren können Eigenschrott und geschmolzenes Roheisen eingesetzt werden, jedoch jeweils nur in sehr beschränkten Mengen. Die Abführung der Abgase erfolgt direkt in der Frischzone, also nicht über den Lichtbogen-Schmelzofen. Die Frischzone ist als Rinnenreaktor ausgeführt, wodurch sich eine hohe spezifische Oberfläche mit hohen Wärmeverlusten ergibt. Das Frischen erfolgt mit C-Konzentrationsgefälle entlang der Frischzone des Rinnenreaktors ohne Konzentrationsausgleichgefäß, daher ist der C-Gehalt schwer einstellbar oder regelbar. Dieses bekannte Verfahren ist daher nur beschränkt einsatzfähig und dient in erster Linie zum Erzeugen von Rohstahl aus vorreduziertem Erz.
Aus der DE-C 3 609 923 ist ein Verfahren und eine Vorrichtung zum fortlaufenden Schmelzen von Schrott zu Rohstahl bekannt. Bei diesem Verfahren, das hauptsächlich auf ein Schrottschmelzen beschränkt ist (ein Einsatz von flüssigem Roheisen und/oder von Eisenschwamm ist nicht erwähnt), wird die Wärme des Ofengases zum Erhitzen des Schrotts genutzt. Der Schrott wird in einem zentrisch auf dem Herdofen aufgesetzten Schacht vorgewärmt und zentral in den Herdofen eingebracht, wobei eine Schrottsäule entsteht, welche unter Ausbildung eines Schüttkegels sich auf den Boden des Lichtbogenofens abstützt und bis zur Schrottchargieröffhung im oberen Teil des Schrottvorwärmschachtes hinaufreichen kann. Um die Schrottsäule im Elektro-Lichtbogenofen sind schwenkbare Elektroden (bevorzugt vier Elektroden) symmetrisch angeordnet, mit deren Hilfe der Schrott eingeschmolzen wird. Der Neigungswinkel zwischen Elektroden-Mittelachse und einer Vertikalen beträgt während des Schrottschmelzens für jede Elektrode mehr als 20°. Hierbei ist der Herdofen einer enormen Wärmebelastung ausgesetzt, da die Lichtbögen zwischen der zentrisch eingebrachten Schrottsäule und den Wänden bzw. dem Deckel des Herdofens brennen. Dies führt einerseits zu einem erhöhten Verschleiß der feuerfesten Auskleidung, und damit zu höheren Material- und Zeitkosten zur Durchführung von Reparaturen. Weiters wird ein großer Teil der eingebrachten Energie durch Strahlung an die Ofenwände und den Ofendeckel übertragen und geht verloren. Außerdem ist durch eine mögliche Brückenbildung in der Schrottsäule - oberhalb der in ihr von den Elektroden eingeschmolzenen Schmelzkavernen - ein Nachsturz der Schrottsäule (oder Teilen davon) nicht ausgeschlossen, welcher zu einem Elektrodenbruch und damit zur Prozeßunterbrechung führen kann.
Aus MPT International 2/1996, Seiten 56 bis 60 ist das Contiarc- Verfahren bekannt, bei dem Schrott kontinuierlich eingeschmolzen wird, u.zw. in einem Ringschachtofen. Dieses Verfahren dient ausschließlich zum Einschmelzen von Schrott; ein Einsatz von Eisenschwamm und/oder flüssigem Roheisen wird nicht erwähnt. Nachteilig bei diesem Verfahren sind die Schwierigkeiten bei der Einstellung der Rohstahltemperatur unmittelbar vor Beginn und während des Abstichvorganges, da eine sehr große Kontaktfläche des Schrottes, der ringförmig angeordnet ist, mit dem flüssigen Bad vorhanden ist. Es können auch Schwierigkeiten bezüglich Konzentrationsausgleich bzw. chemischer Homogenität der bei diesem Verfahren diskontinuierlich gefrischten und abgestochenen Schmelze auftreten.
Gemäß dem Consteel- Verfahren® (bekannt aus Electric Furnace Conference Proceedings 1992, Seite 309 bis 313) wird mit einem langgestreckten, horizontalen Vorwärmofen Schrott vorgewärmt 'und in einen Elektroofen chargiert, u.zw. an einer Seite des Elektroofens. Das im Elektroofen entstehende Abgas wird über die langgestreckte Vorwärmeinrichtung für den Schrott abgeführt. Hierbei ergibt sich jedoch keine optimale Gasnutzung, da der Schrott vom Abgas nicht durchströmt wird, sondern dieses nur über ihn hinwegstreicht. Der langgestreckte Vorwärmkanal für den Schrott ist ortsfest angeordnet, wogegen der Elektroofen kippbar gelagert ist, damit ein bei diesem Verfahren diskontinuierlicher Rohstahlabstich durchgeführt werden kann. Die Konstruktion selbst ist somit aufwendig, so wie bei allen kippbaren Öfen. Es kommt zu einer mechanischen Beanspruchung der feuerfesten Auskleidung des Ofens. Das Chargieren des Schrottes erfolgt diskontinuierlich, da der Schrott nur an einer Seite des Ofens eingebracht wird, u.zw. in einem Randbereich des Ofens abgelagert wird. Hierdurch sind der Aufschmelzvorgang und der Durchmischungsvorgang nicht optimal durchf hrbar, die Verwendung von Brennern im Elektroofen zum Unterstützen des Schrottschmelzens wäre nur mit einem geringen Wirkungsgrad möglich. Der Staubgehalt im Abgas ist, da das Abgas nicht vom Schrott gefiltert wird, relativ groß.
Die Erfindung bezweckt die Vermeidung dieser Nachteile und Schwierigkeiten und stellt sich die Aufgabe, eine Anlage sowie ein Verfahren zum Herstellen von Metallschmelzen, insbesondere Eisenschmelzen zu schaffen, welche grundsätzlich den Einsatz aller in der Hüttenpraxis anfallenden Metallträger, vorzugsweise Eisenträger mit unterschiedlichen physikalisch-chemischen Eigenschaften, wie Eisenschrott, flüssiges und/oder festes Roheisen, Eisenkarbid, Eisenschwamm, Eisenerz mit unterschiedlichem Vorreduktionsgrad, Sinter, Zunder, Hüttenstaub, getrockneter Schlämme, etc., ermöglichen, u.zw. in den verschiedensten Mengenzusammenstellungen, so daß beispielsweise bei Auftreten von Engpässen eines Eisenträgers auf einen anderen ohne wesentliche Kapazitätseinschränkung ausgewichen werden kann.
Zur Lösung dieser Aufgabe ist erfindungsgemäß eine Anlage mit folgenden Merkmalen ausgestattet: mit
• einem Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß, das mit mindestens einer Chargieröff ung für eine Metallschmelze und/oder Schrott und/oder direktreduziertes Metall, insbesondere direktreduziertes Eisen und/oder Erz, und mindestens einer Elektrode sowie mindestens einer Schlacken- Absticheinrichtung versehen ist,
• einem Sauerstoffblas-Konvertergefäß, das mit mindestens einer Metall-Absticheiπrichrung versehen ist, wobei
• das Sauerstoffblas-Konvertergefäß mit dem Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß eine durch ein Überlaufwehr verbundene Einheit bildet, und
• die spezifisch auf das Badvolumen bezogene Badoberfläche im Sauerstoffblas- Konvertergefäß kleiner ist als im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß und
• das Sauerstoffblas-Konvertergefäß mit dem Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß einen über dem Badspiegel dieser Gefäße liegenden gemeinsamen Reaktionsraum aufweist.
Die erfindungsgemäße Anlage bietet neben der Lösung der oben definierten Aufgabe den Vorteil, daß für den Fall eines kontinuierlichen Abstechens keine bzw. für den Fall eines diskontinuierlichen Abstichs nur geringe Temperaturwechselbeanspruchungen der Feuerfestauskleidung der Anlagenteile stattfinden.
Infolge der gegenüber dem Fundament bevorzugt starren Anordnung der Einheit, gebildet aus Konvertergefäß und Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß, gibt es keine mechanische Beanspruchung der Gefäße, insbesondere der feuerfesten Auskleidung derselben durch Kippbewegungen bzw. dadurch verursachte Gewichtsverlagerungen. Zudem ergibt sich eine Schonung der feuerfesten Ausmauerung im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß, da dort eine C- reiche Metallschmelze stets auf die Schlacke reduzierend einwirkt bzw. den FeO-Gehalt der Schlacke herabsetzt. Die Temperatur im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß ist relativ niedrig, u.zw. geringer als 1600° C. Für einen optimalen Frischvorgang im Sauerstoffblas-Konvertergefäß ist es von Vorteil, wenn das Abstich-Metallbadniveau des Sauerstoffblas-Konvertergefäßes unterhalb des Metallbadniveaus des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes liegt, wobei vorteilhaft der Boden des Sauerstoffblas-Konvertergefäßes auf einem tieferen Niveau angeordnet ist als der Boden des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes.
Bevorzugt ist das Sauerstoffblas-Konvertergefäß mit einer Blaslanze für Sauerstoff oder ein sauerstoffhältiges Gasgemisch ausgestattet.
Gemäß einer bevorzugten Variante ist das Sauerstoffblas-Konvertergefäß mit Bodendüsen ausgestattet, vorzugsweise mit Sauerstoffblas-Bodendüsen.
Vorteilhaft ist das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß mit mindestens einer Metall- Absticheinrichtung ausgestattet.
Zweckmäßig ist die Schlacken-Absticheinrichtung an einem mit dem Elektro-Lichtbogen- Ofengefäß eine Einheit bildenden Dekantiergefäß vorgesehen, das vorzugsweise dem Überlaufwehr diametral gegenüberliegt. Hierdurch gelingt es, die Schlacke, die sich im Sauerstoffblas-Konvertergefäß bildet, im Gegenstrom zur Metallschmelze in das Elektro- Lichtbogen-Ofengefäß strömen zu lassen.
Zweckmäßig ist das Sauerstoffblas-Konvertergefäß und/oder das Elektro-Lichtbogen- Ofengefäß mit einer Chargieröffhung zum Chargieren von metallischen Einsatzstoffen, Erz, Zuschlagstoffen, Legierungen, Kohlungsmitteln ausgestattet und ist weiters das Sauerstoffblas-Konvertergefäß mit ein sauerstoffhältiges Gas bzw. Sauerstoffzuführenden Nachverbrennungsdüsen und/oder Lanzen ausgestattet, vorzugsweise mindestens eine davon in der Nähe des Überganges zwischen den beiden Gefäßen.
Gemäß einer bevorzugten Ausführungsform ist das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß mit mindestens einem feste Eisenträger zuleitenden Vorwärmschacht, der oberhalb des Elektro- Lichtbogen-Ofengefäßes und bevorzugt seitlich an diesem oder ringförmig oberhalb des Ofengefäßes angeordnet ist, ausgestattet, wodurch die Einbringung von vorgewärmtem Schrott und/oder Eisenschwamm oder andere Eisenträger in einfacher Weise und unter Ausnutzung des Wärmeinhaltes der im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß entstehenden Abgase möglich ist. Der Vorwärmschacht kann zentral oder dezentral angeordnet sein und ist vorzugsweise nicht mit gasdurchlässigen Absperrorganen (Fingern) ausgestattet, d.h. daß der Vorwärmschacht direkt und ohne Hindernis in das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß mündet, wobei die festen Eisenträger eine am Boden des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes fußende Säule bilden.
Gemäß einer weiteren bevorzugten Aus führungs form mündet in den Vorwärmschacht mindestens ein vorzugsweise mit einer Einhausung versehenes Förderband, wobei zweckmäßig in die Einhausung Aufheizeinrichtungen münden, die als in der Einhausung eingebaute Nachverbrennungseinrichtungen und/oder Brenner mit ein sauerstoffhältiges Gas zuführenden Leitungen ausgebildet sind.
Für eine effiziente Nutzung der eingebrachten Energie ist vorteilhaft mindestens ein Teil der Innenfläche des Vorwärmschachtes und/oder der Einhausung und/oder des Deckels des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes und/oder des Deckels des Sauerstoffblas-Konvertergefäßes mit feuerfesten Materialien ausgekleidet.
Vorzugsweise ist das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß mit einer eine Metallschmelze, vorzugsweise Roheisen zuführenden Einrichtung ausgestattet.
Gemäß einer alternativen Ausfuhrungsvariante ist das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß mit einem Vorwärmschacht ausgestattet, der oberhalb des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes angeordnet ist und über eine gasdurchlässige gekühlte Absperreinrichtung in das Elektro- Lichtbogen-Ofengefäß mündet.
Eine alternative Ausfuhrungsform ist dadurch gekennzeichnet, daß der Vorwärmschacht zentral oberhalb des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes angeordnet ist und der Deckel des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes ringförmig, den Vorwärmschacht umgebend und diesen mit Seitenwänden des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes verbindend, ausgestattet ist, wobei Elektroden, vorzugsweise Graphitelektroden, schräg durch den Deckel in das Innere des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes ragen.
Zweckmäßig sind in den Innenraum des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes mündende Düsen und/oder Lanzen und/oder Brenner vorgesehen sind, die entweder an eine Eisenträger- Zufuhreinrichtung und/oder eine Erzzufuhreinrichtung und/oder eine Kohle- bzw. Kohlenstoffträger-Zufuhreinrichtung und/oder eine Schlackenbildner-Zufuhreinrichtung und/oder eine Sauerstoff- bzw. ein sauerstoffhältiges Gas zuführende Zufuhreinrichtung und/oder eine Kohlenwasserstoff-Zufuhreinrichtung und/oder eine Inertgas-Zufuhreinrichtung angeschlossen sind. Im Sauerstoffblas-Konverter sind vorteilhaft Düsen und/oder Lanzen angeordnet, die entweder an eine Eisenträger-Zufuhreinrichtung und/oder eine Erzzufuhreinrichtung und/oder eine Kohle- bzw. Kohlenstoffträger-Zufuhreinrichtung und/oder eine Schlackenbildner- Zufuhreinrichtung und/oder eine Sauerstoff- bzw. ein sauerstoffhältiges Gas zuführende Zufuhreinrichtung und/oder eine Kohlenwasserstoff-Zufuhreinrichtung und/oder eine Inertgas-Zufuhreinrichtung angeschlossen sind.
Vorzugsweise sind die Düsen als Unterbaddüsen und/oder Bodenspülsteine ausgebildet bzw. sind die Lanzen beweglich angeordnet, insbesondere verschwenkbar und/oder in ihrer Längsrichtung bewegbar.
Gemäß einer bevorzugten Ausführungsform ist das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß mit etwa zentral angeordneter (angeordneten), von oben in das Gefäß ragender(n) Elektrode(n) sowie gegebenenfalls mit einer Bodenelektrode versehen.
Vorzugsweise ist für einen vielfältigen Einsatz der Anlage der Vorwärmschacht als eine vom Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß und von der Einhausung abtrennbare und austauschbare Einheit ausgeführt.
Zwecks einfacherer Handhabung bilden der Deckel des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes und der Deckel des Sauerstoffblas-Konvertergefäßes eine Einheit bzw. sind als eine Einheit ausgeführt.
Zweckmäßig ist mindestens eine Kontroll- und/oder Reparaturöffhung vorgesehen, vorzugsweise oberhalb des Überganges vom Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß zum S auerstoffb las-Konvertergefäß .
Zur Vermeidung größerer Betriebsunterbrechungen bei Reparaturbedürftigkeit einzelner Anlagenteile ist eine vorteilhafte Ausführungsform dadurch gekennzeichnet, daß das Sauerstoffblas-Konvertergefäß als vom Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß abtrennbare und austauschbare Baueinheit ausgebildet ist.
Vorzugsweise ist das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß mit einem in Richtung des Dekantiergefäßes hin abfallenden Boden ausgestattet und geht in einen etwa horizontal liegenden Bodenteil des Dekantiergefäßes über, wobei die tiefste Stelle des Bodens im Dekantiergefäß angeordnet ist, und an der tiefsten Stelle des Bodens des Dekantiergefäßes eine Metall-Abstichöffhung vorgesehen ist. Ein Verfahren zum Herstellen von Metallschmelzen, insbesondere von Stahlschmelzen, wie Rohstahlschmelzen, ist durch die Kombination folgender Verfahrensschritte gekennzeichnet:
• im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß wird eine Vorschmelze hergestellt und auf ein bestimmtes Temperatumiveau und auf eine bestimmte chemische Zusammensetzung gebracht,
• die Vorschmelze strömt über das Überlaufwehr kontinuierlich und unumkehrbar in das Sauerstoffblas-Konvertergefäß,
• die Vorschmelze wird im Sauerstoffblas-Konvertergefäß kontinuierlich gefrischt, vorzugsweise zu Rohstahl und
• die gefrischte Schmelze wird kontinuierlich oder diskontinuierlich aus dem Sauerstoffblas- Konvertergefäß abgeführt,
• die im Sauerstoffblas-Konvertergefäß sich bildende Schlacke strömt im Gegenstrom in das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß, aus dem sie abgezogen wird.
Zweckmäßig erfolgt im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß ein Vorfrischen und im Sauerstoffblas-Konvertergefäß das Fertigfrischen des Metallproduktes.
Vorzugsweise werden im Sauerstoffblas-Konvertergefäß eine chemische Zusammensetzung und eine Temperatur der Metallschmelze in kontinuierlicher Weise eingestellt, die der chemischen Zusammensetzung und der Temperatur der Fertigschmelze bzw. des Endproduktes entsprechen, die beim Abstich gewünscht sind.
Zur Einstellung einer hohen Schmelzleistung werden vorteilhaft die im Sauerstoffblas- Konvertergefäß gebildeten Abgase über das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß abgeleitet, wobei eine CO + H2-Nachverbrennung sowohl im Sauerstoffblas-Konvertergefäß wie auch im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß durchgeführt wird, wobei zweckmäßig die im Elektro- Lichtbogen-Ofengefäß entstehenden Abgase und die in das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß vom Sauerstoffblas-Konvertergefäß überströmenden Abgase zur Vorwärmung des in das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß eingebrachten stückigen Chargiergutes verwendet werden.
Die zur Vorwärmung herangezogenen Abgase werden zur besseren Energieausnutzung während des Vorwärmprozesses stufenweise nachverbrannt.
Vorzugsweise wird im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß und im Sauerstoffblas-Konvertergefäß ein Unterdruck aufrecht erhalten. Ein alternatives vorteilhaftes Verfahren zum Herstellen von Roheisenschmelzen ist gekennzeichnet durch die Kombination folgender Verfahrensschritte:
• in das Elektrolichtbogen-Ofengefäß wird Roheisen in flüssiger Form chargiert und auf ein bestimmtes Temperaturniveau gebracht,
• der Si- und P-Gehalt wird beim Vorfrischen im Elektrolichtbogen-Ofengefäß gesenkt,
• das flüssige Roheisen strömt über das Überlaufwehr kontinuierlich in das Sauerstoffblas- Konvertergefäß,
• das flüssige Roheisen wird weiter im Sauerstoffblas-Konvertergefäß ebenfalls kontinuierlich teilgefrischt,
• das teilgefrischte Roheisen wird diskontinuierlich oder kontinuierlich aus dem Sauerstoffblas-Konvertergefäß abgeführt und
• die im Sauerstoffblas-Konvertergefäß sich bildende Schlacke strömt im Gegenstrom in das Elektrolichtbogen-Ofengefäß, aus dem sie abgezogen wird, wobei das teilgefrischte (vorbehandelte) Roheisen zweckmäßig in einem zusätzlich zur Anlage vorgesehenen Konverter oder Elektro-Lichtbogenofen nach herkömmlicher Art ohne oder mit Zuführung von anderen Eisenträgern zu flüssigem Endprodukt fertiggefrischt wird.
Vorzugsweise wird der metallische Einsatz-Mix aus mindestens einer der folgenden Komponenten
• Schrott, wie Stahlschrott, und/oder festes Roheisen bzw. Gußeisen,
• direkt-reduziertem Eisen als Pellets und/oder Briketts und/oder Eisenkarbid,
• flüssigem Roheisen gebildet.
Zur Herstellung von legierten Stahlschmelzen oder Edelstahlschmelzen oder Rostfreistahlschmelzen wird der metallische Einsatz-Mix mindestens aus legiertem Stahlschrott und flüssigen und/oder festen Legierungsmitteln und/oder Ferrolegierungen gebildet.
Vorzugsweise wird die vom Stauerstoffblas-Konvertergefäß abgestochene Stahlschmelze als Vorschmelze in einer nachfolgenden sekundärmetallurgischen Behandlung inkl. Entkohlung, entweder mit oder ohne Unterdruck (Vakuum), weiterbehandelt. Die Vakuumbehandlung kann mit einer VOD, RH-OB oder einer KTB-Anlage erfolgen. Die Vorschmelze weist schon einen C-Gehalt auf, der höher ist als für die herzustellende Qualität gefordert.
Ist der C-Gehalt nach der Behandlung im Sauerstoffblas-Konvertergefäß bereits so niedrig wie in der Fertigschmelze gewünscht, wird die vom Sauerstoffblas-Konvertergefäß abgestochene Stahlschmelze als Fertigschmelze in einer nachfolgenden sekundärmetallurgischen Behandlung z.B. an einem Pfannenofen oder Spülstand weiterbehandelt.
Um Verbärungen durch die Schlacke zu vermeiden und um eine Mengenregelung für die Schlacke vornehmen zu können, wird nach bestimmten Prozeßzeiten eine Verflüssigungsbzw. Reduktionsbehandlung der Schlacke im Sauerstoffblas-Konvertergefäß durchgeführt wird.
Die Erfindung ist nachfolgend anhand mehrerer in der Zeichnung schematisch dargestellter Ausführungsbeispiele näher erläutert, wobei Fig. 1 einen Vertikalschnitt durch eine erfindungsgemäße Anlage nach einer ersten Ausführungsform und Fig. 2 einen Schnitt nach der Linie II-II der Fig. 1 zeigen. Die Fig. 3, 4 und 5, 6 sowie 7, 8 und 9, 10 veranschaulichen jeweils alternative Ausfuhrungsformen in zu Fig. 1 und 2 jeweils analogen Darstellungen.
Ein Ofengefäß 1 eines Gleichstrom-Elektro-Lichtbogenofens ist als Zwischengefäß zwischen einem Dekantiergefäß 2 und einem als Sauerstoffblas-Konverter ausgebildetem Konvertergefäß 3 vorgesehen, u.zw. mit diesen Gefäßen 2 und 3 jeweils unmittelbar verbunden, so daß eine zusammenhängende Reaktoranlage mit drei Funktionszonen gebildet ist. Das Ofengefäß 1 des Elektro-Lichtbogenofens dient vor allem als Schmelz- bzw. Schmelzreduktions- und Aufheizzone, das Konvertergefäß 3 überwiegend als Frisch- und Aufheizzone, und das Dekantiergefäß 2 als Dekantierzone (Absetzzone). Seitlich zum Ofengefäß 1 ist auf dessen Deckel 4 ein Vorwärmschacht 5 aufgesetzt, welcher mit metallischen Einsatzstoffen 7 - vor allem Stahlschrott, gegebenenfalls auch festem Roheisen und/oder Eisenschwamm - bevorzugt über ein Förderband 8 beschickbar ist. Zweckmäßig ist das Förderband 8 von einer Einhausung 6 umhaust, so daß ein Aufheizteil 9 gebildet wird, in dem eine Vorwärmung der Einsatzstoffe 7 während der Bandförderung mit Hilfe von Brennern und/oder Nachverbrennungsdüsen 10 erfolgen kann. Aufheizteil 9 und Vorwärmschacht 5 sind unmittelbar miteinander verbunden. Im Deckel 4 des Ofengefäßes 1 ist mindestens eine Chargieröffnung 11 für die kontinuierliche Zuführung von festen, stückigen Eisenträgern 12 (direkt-reduziertes Eisen, Feinschrott, vorreduziertes Eisenerz, Sinter, Zunder, Filterstaub- und/oder Schlamm-Briketts, ggf. Feinschrott, etc.), und/oder Kohlenstoffträgern 13, (Kohle, Koks, Preßlinge aus organischer Leichtfraktion etc.) und/oder Schlackenbildnem 14 (Kalk, Flußspat, Quarzsand, Bauxit etc.). Die Zuführung erfolgt über ein Förderband 15 bzw. Förderbänder. Die Einheit aus Ofengefäß 1, Konvertergefäß 3, Dekantiergefäß 2, Vorwärmschacht 5 und Aufheizteil 9 bildet das Kernstück einer ersten Aus führungs form der erfindungsgemäßen Anlage, die in Fig. 1, 2 dargestellt ist. Das Ofengefäß 1 verfügt bei Gleichstromausführung über eine einzige oder bei Wechselstromausführung bevorzugt über mehrere Graphitelektroden 16 für die Zuführung von elektrischer Energie. Die Elektroden 16 können ggf. innerhalb eines Neigungswinkels von 0 bis 30° gegenüber der Vertikalen in Richtung zum Zentrum des Ofengefäßes 1 und bis zu 10° in die umgekehrte Richtung zur Wand des Ofengefäßes 1 hin schwenkbar sein. Der Neigungswinkel kann für jede einzelne Elektrode 16 unterschiedlich eingestellt bzw. geregelt werden und beträgt während des Schmelzbetriebes meist ca. 15 bis 20°. In der Regel sind die Elektroden 16 senkrecht und nicht schwenkbar. Als Gegenelektrode 17 (bei Gleichstrom) dient eine im Boden 18 des Ofengefäßes 1 mittig angebrachte Bodenanode.
Die im Vorwärmschacht 5 durch die aufsteigenden, heißen Abgase 19 vorgewärmten metallischen Einsatzstoffe 7 gelangen aufgrund des kontinuierlichen Schmelzvorganges bei kontinuierlicher Stromzuführung kontinuierlich in das Ofengefäß 1 der Anlage.
Das Chargieren von festen Eisenträgern 12 mit oxidischem Eisenanteil (Eisenschwamm, Feinschrott, vorreduziertes Erz, Staubbriketts etc.) und beim Bedarf - von Kohlenstoffträgem 13, wie Koks, Preßlinge aus organischer Leichtfraktion etc., und Schlackenbildnern 14 (Kalk, Flußspat, Quarzsand, Bauxit etc.) - in das Ofengefäß 1 erfolgt kontinuierlich über Chargieröffnungen 10 im Deckel 4 in einer mit dem Schmelzablauf aus dem Ofengefäß 1 und aus dem Konvertergefäß 3 angepaßten Geschwindigkeit.
Flüssiges Roheisen 20 wird in das Ofengefäß 1 über eine in das Ofengefäß 1 einmündende Roheisen- Zufuhreinrichtung 21, die als Rinne ausgebildet ist, kontinuierlich zugeführt. Durch eine bevorzugt an der der Rinne 21 gegenüberliegenden Seite des Ofengefäßes 1 vorgesehene Schlackentür 22, durch die auch Schlacke entfernt werden kann, kann eine Prozeßkontrolle, eine Einführung eines zusätzlichen Lanzenmanipulators 23 und können Wartungsarbeiten im Bereich des Ofengefäßes 1 durchgeführt werden.
Durch die Form der Anlage vorgegeben, erfolgt das Chargieren und Schmelzen im Ofengefäß 1 stets mit Flüssigsumpf 24. Dieser ermöglicht einen durchgehenden, quasi-stationären Schmelzbetrieb mit Schaumschlacke 25 und mit einem von ihr nahezu vollständig umhüllten Lichtbögen 26. Dadurch ergibt sich eine hohe Trafo- und Wärmeeffizienz und eine geringe Lärmemission.
Femer wird bzw. werden zur Erfüllung der folgenden Anforderungen • Verarbeiten von feinkörnigen Eisenträgern 12' (z.B. Eisenkarbid, Eisenschwamm- Siebrückstand, Filterstäuben etc.), • Erzeugung bzw. Regelung der Schaumschlacke 25,
• Beschleunigen des Schmelzvorganges der Einsatzstoffe 7, 12, 13, 14 durch erhöhte Energieeinträge in den Elektro-Lichtbogenofen (inklusive Nachverbrennung von CO und H2 im Abgas 19 innerhalb bzw. oberhalb der Schaumschlacke 25) und Ausgleich von Konzentrations- und Temperaturgradienten im Schmelzenbad 24 sowie
• Ersatz eines Teiles der benötigten elektrischen Energie durch billigere Primärenergien
in das Ofengefäß 1,
• feinkörnige Eisenträger 12' und/oder
• feinkörnige Kohle 13' bzw. andere Kohlenstoffträger (aufbereitete organische Leichtfraktion, z.B. Shredder-Leichtfraktion) und/oder
• feinkörnige Schlackenbildner 14' (Kalk, Flußspat etc.) und/oder
• gasförmiger Sauerstoff und/oder andere oxidierende Gase 27 (CO,, H,0 etc.) sowie Sekundärluft inkl. Luft mit 02-Anreicherung 28 und/oder
• CH4 bzw. andere Kohlenwasserstoffe 29 und/oder
• Inertgase 30 (N2, Ar)
in geregelten, an den örtlichen und zeitlichen Bedarf angepaßten Mengen über eine oder mehrere
• geschützte und/oder nicht geschützte Düsen und/oder Lanzen 32 (bewegliche und/oder fest eingebaute Lanzen, gegebenenfalls als Kombi-Lanzen/Brenner 32a) an verschiedenen Stellen im Deckel- und/oder Wandbereich des Elektro-Lichtbogenofens oberhalb und/oder unterhalb der Oberfläche der Schlacke für das AufVEinblasen von mindestens einem der oben genannten Stoffe 12', 13', 14', 27, 28, 29, 30 und/oder
• geschützte Unterbaddüsen 33 (vorzugsweise Hochdruckdüsen) und/oder Bodenspülsteine oder Unterbaddüsen für Einblasen von mindestens einem der oben angegebenen Stoffe 12', 13', 14', 27 bis 30, bzw. Spülsteine für Inertgase 30 zugeführt. Aus Übersichtlichkeitsgründen sind in Fig. 1 nicht alle diese Einrichtungen eingezeichnet.
Ab einer gewissen Flüssigsumpfmenge 24 läuft die im Ofengefäß 1 gebildete Metallschmelze 24 über ein Wehr 34 in das Konvertergefäß 3 und wird dort bis zum Abstich gefrischt und zugleich aufgeheizt. Zu diesem Zweck verfügt das Konvertergefäß 3 über mindestens eine, bevorzugt mehrere - Düsen, u.zw. geschützte (erdgasgeschützte - es kann aber auch Ar, C02 und höhere Kohlenwasserstoffe als Schutzgas verwendet werden) und/oder nicht geschützte Düsen, wie Überbad-Düsen für Nachverbrennung und/oder Lanzen 35 (beweglich und/oder fest eingebaute Lanzen gegebenenfalls als Kombi-Lanzen/Brenner) an verschiedenen Stellen im Deckel- und Wandbereich des Konvertergefäßes 3 oberhalb und/oder unterhalb der Oberfläche der Schlacke für ein AufVEinblasen von mindestens einem der Stoffe 12', 13', 14', 27 bis 30 und/oder
- geschützte Unterbaddüsen 36 und/oder Bodenspülsteine für das Einblasen von mindestens einem der Stoffe 12', 13', 14', 27 bis 30 sowie Spülsteine für Inertgase 30, und/oder
- mindestens eine Öffnung 39 für eine Zugabe von stückigen Eisenträgern 12, Kohlenstoffträgern 13 und Schlackenbildnern 14 - einzeln oder in Kombination
wobei eine bevorzugte Ausführungsvariante des Konvertergefäßes 3 folgendes vorsieht:
- Über mehrere Lanzen 35 wird ausschließlich gasförmiger Sauerstoff 27 aufgeblasen. Die Lanzen 35 sind ca. symmetrisch am Deckel 37 des Konvertergefäßes 3 angeordnet, sind in die Vertikalrichtung beweglich und können zugleich innerhalb eines Neigungswinkels von ca. 0 bis 30° zur Vertikalen in bzw. gegen die Fließrichtung 38 der Metallschmelze 24 ausgeschwenkt werden.
- Über mehrere im Boden des Konverters 3 angeordnete, geschützte Unterbaddüsen 36 und/oder Spülsteine wird ausschließlich Inertgas 30 (N, und/oder Ar in beliebigen Mischungsverhältnissen) zugeführt. Die Unterbaddüsen und/oder Spülsteine 36 sind ca. symmetrisch am Boden des Konvertergefäßes 3 angebracht.
- In das Konvertergefäß 3 werden ausschließlich stückige Schlackenbildner 14 (Kalk, Flußspat, Quarzsand, Bauxit etc.) und nur über die Deckelöffnung 39 mit Hilfe des Förderbandes 40 zugeführt.
- Etwa oberhalb des Wehres 34 ist eine Kontroll- und Reparaturöff ung 50 angebracht.
Die Zugabe der stückigen Schlackenbildner 14 durch die Deckelöffnung 39 im Konvertergefäß 3 - etwa oberhalb einer Rohstahlabstichöffnung 41 - beschleunigt die Kalkauflösung bzw. die Bildung einer reaktionsfähigen Frischschlacke 25, welche im Bereich des Konvertergefäßes 3 hohe Eisenoxidgehalte aufweist.
Getrieben durch die eigene Schwerkraft sowie durch den von den Lanzen 35 und 35' übertragenen Impuls bewegt sich die Frischschlacke 25 vom Konvertergefäß 3 gegenläufig zur Metallschmelze 24 in Richtung des Pfeiles 42 zum Ofengefäß 1, wobei sie auf Metallschmelze 24 mit stets abnehmender Temperatur bzw. zunehmendem Gehalt an Begleitelementen (C, Si, Mn, P, S etc.) trifft und diese aufheizt und frischt bzw. von dieser abgekühlt und reduziert wird, bis die Schlacke 25 durch eine Schlackentür 22 am Ende des Dekantiergefäßes 2 abgestochen wird.
Die Vorteile dieser „Metall/Schlacke-Gegenstrombewegung" sind folgende:
1) Geringe Wärme- und Eisenverluste mit der Schlacke 25 beim Verlassen des Dekantiergefäßes 2 über die Schlackentür 22, weil einerseits die Schlacke 25 die Anlage an der „kalten Seite" verläßt und andererseits neben der vor allem im Ofengefäß 1 stattfindenden Eisenoxidreduktion auch ein sogenanntes „Ausregnen" von Metalltröpfchen aus der Schlacke 25 im Dekantiergefäß 2 erfolgt.
2) Erzielung der erwünschten Stahlqualität mit wesentlich geringerem Verbrauch an Schlackenbildnem 14 bzw. geringerer spezifischer Menge der gebildeten Schlacke 25 und infolgedessen bei geringerem Feuerfestverschleiß der Anlage. Da die Schlackenmenge im Konvertergefäß 3 vom Metallbadniveau bestimmt wird, können hohe Verweilzeiten bzw. sehr gute Nutzungsgrade der Schlacke erzielt werden.
Die im Konvertergefäß 3 gebildeten, heißen Abgase 19 geraten zuerst in das Ofengefäß 1 und vermischen sich mit den dort entstehenden Abgasen, bevor sie dann durch den Vorwärmschacht 5 aufsteigen und entweder (Variante ohne Aufheizteil, Fig. 5, 9) die Anlage durch die Abgasleitung 46 im oberen Bereich des Vorwärmschachtes 5 verlassen oder in den Aufheizteil 9 gelangen (Variante mit Aufheizteil, Fig. 1, 2, 7, 8). Unterwegs werden die Abgase in Abhängigkeit vom örtlichen Wärmebedarf in den verschiedenen Teilen der Anlage bevorzugt mit Sauerstoff 27, gegebenenfalls mit Luft 28 oder Luft/Sauerstoffgemischen über die Lanzen 32, 35 und/oder Düsen 47, Düsen 10 im Aufheizteil teilweise nachverbrannt. Dabei sind unter gewissen Einsatzverhältnissen und Prozeßführungsbedingungen hohe Nachverbrennungsgrade von über 50 % beim Austritt aus dem Ofengefäß 1, bis zu 90-100 % beim Austritt aus dem Vorwärmschacht 5 oder aus dem Aufheizteil 9 technisch realisierbar. Somit wird beim vorliegenden Verfahrens- und Anlagenkonzept der weitaus überwiegende Anteil der chemischen und der fühlbaren Wärme der Abgase 19 an das Metallbad 24 entweder direkt im Konvertergefäß 3 und im Ofengefäß 1 oder indirekt durch die Vorwärmung der Einsatzstoffe 7 im Aufheizteil 9 und/oder Vorwärmschacht 5 übertragen und für den Prozeß unmittelbar genutzt. Zugleich wird die Wahrscheinlichkeit für unkontrollierbar hohe CO- Ausstöße nahezu eliminiert. Die Schüttung im Vorwärmschacht 5 leistet eine Filterfunktion und damit eine Reduzierung des Staubanteils im Abgas.
Für das erfindungsgemäße Anlagen- und Verfahrenskonzept ergibt sich ein geringerer Verbrauch an elektrischer Energie im Vergleich zum konventionellen Elektro-Lichtbogenofen ohne Schrottvorwärmung (um ca. 25 bis 40 %) und zum diskontinuierlich betriebenen Elektro-Lichtbogenofen mit integrierter Schrottvorwärmung (um ca. 15 bis 25 %) bei jeweils gleichen Einsatzstoffen. Dabei wird die Anlagenproduktivität im Vergleich zum konventionellen Elektro-Lichtbogenofen ohne Schrottvorwärmung bei etwa gleicher Größe und Ausstattung des Lichtbogenofens (Trafoleistung, Lanzen, Brenner etc.) etwa verdoppelt.
Auslegung der Anlage
Die Auslegung der einzelnen Teile der Anlage, wie
- Ofengefäß 1,
- Vorwärmschacht 5,
- Aufheizteil 9 (falls vorgesehen, bevorzugt bei > 30 % Schrott im Einsatz-Mix),
- Konvertergefäß 3,
- Dekantiergefäß 2,
- Anzahl und Anordnung der Chargieröffnungen 11 im Ofengefäß 1 und 39 im Konvertergefäß 3 erfolgt in Abhängigkeit von
- den zu verwendenden Einsatzstoffen, insbesondere den Eisenträgern 7 (Form, Größe, Zusammensetzung, Temperatur und Aggregatzustand)
- der erwünschten Produktionsleistung
- den Ansprüchen bezüglich der Stahlqualität
- der erwünschten Betriebsweise der Anlage (kontinuierlich oder semi-kontinuierlich - mit diskontinuierlichem Abstich), auch im Hinblick auf die erwünschte Integration mit vor- und/oder nachgeschalteten Anlagen (z.B. für Roheisengewinnung, Direktreduktion, sekundärmetallurgische Behandlung, Strangguß etc.)
- der Art und Preise der zur Verfügung stehenden Energiequellen.
Das Hauptziel bei der Auslegung ist es, die Prozeßteilschritte Vorwärmen, Chargieren, Schmelzen bzw. Schmelzreduktion, Frischen, Aufheizen und Abstechen innerhalb der Anlage gleichzeitig, jedoch örtlich versetzt und somit voneinander möglichst unabhängig in verschiedenen Anlagenteilen bei kontrollierbarem Ablauf unter jeweils günstigen physikalisch-chemischen, reaktions-kinetischen und wärmetechnischen Bedingungen durchzuführen, d.h. eine Gesamtanlage aus nahezu perfekt (hoch-effektiv) arbeitenden Teilreaktoren für den konkreten Anwendungsfall zu erhalten.
Die erfindungsgemäße Konfiguration der Anlage ermöglicht ein voneinander unabhängiges Entleeren des Anlagenbereiches, bestehend aus Ofengefäß 1 und Dekantiergefäß 2 einerseits (über die Abstichöffhung 43) und des Konvertergefäßes 3 anderseits über die Abstichöff ung 41 ohne dabei ein Kippen der Gesamtanlage zu erfordern, wodurch bei Bedarf Kontroll- und geringe Reparaturarbeiten im Heißzustand eines jeden dieser beiden Bereiche kurzfristig bei Drosseln der Anlage durchführbar sind. Erfindungsgemäß bevorzugt sind alle Teile der Anlage während des Betriebes miteinander als eine Einheit fest verriegelt bzw. nicht bewegbar oder kippbar. Durch die vorzugsweise Sektionsausführung sowohl des Untergefäßes als auch des Deckels 4 und 37 der Anlage kann - nach seitlichem Ausfahren (dies gilt auch für den Vorwärmschacht 5) - der Austausch einzelner oder mehrerer reparaturbedürftiger Teile bzw. Gefäße vorgenommen werden. Um lange Produktionsunterbrechungen zu vermeiden wird das Wechselgefäß-Konzept bevorzugt, d.h. sofort einsetzbare, gegebenenfalls vorgeheizte Stand-by-Gefäße (z.B. Konvertergefäß 3 und eine Einheit aus Ofengefäß 1 und Dekantiergefäß 2) sind kurzfristig verfügbar.
Anlagenvarianten in Abhängigkeit vom Einsatz-Mix (Richtlinien zur Wahl der Gesamtanlagenkonfiguration) :
Eine Gesamtanlagenkonfiguration mit Schrottvorwärmschacht 5 und Aufheizteil 9, wie in Fig. 1 dargestellt, ist dann anwendbar, wenn ein bestimmter Mindestanteil an festem Schrott 7 im Einsatz-Mix eingesetzt wird. Als allgemeine Richtlinie für die Auswahl der Gesamtanlagenkonfiguration in Abhängigkeit vom Einsatz-Mix kann die folgende Tabelle I verwendet werden:
Tabelle I
Gemäß den Fig. 3, 4 wird der Schrottanteil 12 im Ofengefäß 1 und/oder im Konvertergefäß 3 über die Deckelöff ungen 11 bzw. 39 mit Hilfe von Förderband- und Rutschensystem 15, 15' bzw. 40 zugeführt, wobei die maximale Abmessung der Schrottstücke 12 ein bestimmtes Maß (z.B. 200 mm) nicht überschreiten darf. Gemäß den Fig. 5, 6 weist der Schrottvorwärmschacht 5 nur einen geringen Querschnitt auf, da nur wenig Schrott chargiert wird und er wird durch ein Schrottforderband 8 ohne Vorwärmfunktion, d.h. ohne Aufheizteil 9, kontinuierlich befüllt. Bei dieser Variante müssen gegebenenfalls übergroße Schrottstücke vor dem Einsatz aussortiert und geschnitten werden. Die Abführung der Abgase erfolgt im oberen, sogenannten Haubenbereich 5' des Schrottvorwärmschachtes 5 über die Abgasleitung 46.
Gemäß der in den Fig. 1 , 2 und 7, 8 dargestellten Varianten wird mindestens ein Schrottvorwärmschacht 5 durch mindestens ein Schrottförderband 8 mit Vonvärmfunktion, d.h. mittels eines Aufheizteiles 9, kontinuierlich befüllt. Dabei sind in Abhängigkeit von
• dem Einsatz-Mix (insbesondere Schrottanteil)
• den Platz- und Höhenverhältnissen im konkreten Anwendungsfall (Werkslayout)
• den gewünschten Betriebsparametern (Anlagenproduktivität, Verbrauch an elektrischer Energie, Verfügbarkeit an fossilen Energieträgem, wie z.B. Erdgas, Kohle, etc.) z.B. folgende Ausführungsvarianten von Schrottvorwärmschacht 5 und Aufheizteil 9 möglich:
• Ein Schrottvorwärmschacht 5 mit einem Aufheizteil 9 mit einem SchrottfÖrderband 8 oder mehreren parallel angeordneten Schrottförderbändern 8 (Fig. 1, 2).
• Zwei Schrottvorwärmschächte 5 (Fig. 7, 8) mit je einem oder einem gemeinsamen Aufheizteil 9, wobei jeder Aufheizteil 9 mindestens ein SchrottfÖrderband 8 umhaust.
Die Abführung der Abgase 19 erfolgt über eine am Anfang des Aufheizteiles 9 angeordnete, nicht dargestellte Heißgasleitung.
Gemäß der in den Fig. 9 und 10 dargestellten Variante ist auf dem Deckel 4 des Ofengefäßes 1 ein Vorwärmschacht 5 mit gasdurchlässiger und wassergekühlter Absperrvorrichtung 5" aufgesetzt, welcher mit metallischen Einsatzstoffen 7 - vor allem Stahlschrott, gegebenenfalls auch festem Roheisen - bevorzugt über ein Förderband 15 beschickbar ist. Das Ofengefäß 1 verfügt über mehrere kathodisch geschaltete, schräge Graphitelektroden 16, die gegebenenfalls als Hohlelektroden ausgeführt sind, bevorzugt in einer symmetrischen Anordnung bezüglich des Elektro-Lichtbogenofens und des aufgesetzten Vorwärmschachtes 5. Die Elektroden 16 sind innerhalb eines Neigungswinkels von 0 bis 30° gegenüber der Vertikalen in Richtung zum Zentrum des Ofengefäßes 1 und bis zu 10° in die umgekehrte Richtung zur Wand des Ofengefäßes 1 hin schwenkbar. Der Neigungswinkel kann für jede einzelne Elektrode 16 unterschiedlich eingestellt bzw. geregelt werden. Er beträgt während des Schmelzbetriebes meist ca. 15 bis 20°. Gelegentlich kann auf die Schwenkbarkeit der Elektroden 16 verzichtet werden. Als Gegenelektrode 17 dient eine im Boden 18 des Ofengefäßes 1 mittig angebrachte Bodenanode.
Die Grundprinzipien der Verfahrensfunktion und der Technologieführung können folgenderweise zusammengefaßt werden:
Zufuhr der Einsatzstoffe/Prozeßmedien und Abfuhr der Produkte:
Kontinuierliche Zufuhr der Einsatzstoffe und Medien mit regelbarer Geschwindigkeit in das Ofengefäß 1 (Hauptmenge) und gleichzeitig in das Konvertergefäß 3 (eine Teilmenge davon als Kühlmittel).
Kontinuierliche Abfuhr der Produkte aus mindestens zwei Anlagenteilen, und zwar vorzugsweise Rohstahl aus dem Konvertergefäß 3 und Schlacke 25 aus dem unmittelbar am Ofengefäß 1 angeschlossenen Dekantiergefäß 2, sowie Abgas 19 in Abhängigkeit von der Anlagenkonfiguration gemäß Einsatz-Mix:
• vom Ofengefäß bei Anlagenvariante Fig. 3, 4,
• vom Vorwärmschacht 5 bei Anlagenvariante Fig. 5, 6 und Variante Fig. 9, 10 oder
• vom Aufheizteil 9 bei Anlagenvariante Fig. 1, 2 sowie Fig. 7, 8.
Es besteht die Möglichkeit zum diskontinuierlichen Rohstahlabstich aus dem Konvertergefäß 3 mit oder ohne Drosseln der Gesamtanlage, wobei bei hohen Anforderungen bezüglich Rohstahlqualität ein Sperrdamm am Überlaufwehr 34 ofenseitig aufgesetzt wird, um den Rücklauf der Ofenschlacke 25 in das Konvertergefäß 3 während des diskontinuierlichen Rohstahlabstiches und danach (bis zur Erstellung gleichen Schlackenniveaus im Ofengefäß 1 und im Konvertergefäß 3) einzuschränken bzw. zu verhindern.
Zeitlicher Ablauf und Durchmischungsverhältnisse:
• Bei kontinuierlichem Rohstahlabstich - durchgehend semi-stationärer Zustand bezüglich Temperatur-, Konzentrations-, Strömungs-, Durchmischungs- und Mengenverhältnisse für Metall, Schlacke und Abgas in jedem Gefäß der Gesamtanlage.
• Bei diskontinuierlichem Rohstahlabstich - mit einem ausgeprägten Abstichzyklus hinsichtlich der oben angeführten Kriterien bezüglich Metall und Schlacke im Konvertergefäß 3 und Schlacke im Ofengefäß 1, sonst semi-stationär. Unabhängig von der Art des Rohstahlabstiches (kontinuierlich oder diskontinuierlich) werden folgende Prozeßablaufbedingungen durchgehend erfüllt: → intensive Baddurchmischung im Ofengefäß 1 und im Konvertergefäß 3, → hohe Reaktions- und Wärmeaustauschfläche in allen Anlageteilen, -> Rohstahl im Konvertergefäß 3 wird stets auf der zum Abstich erwünschten Zusammensetzung und Temperatur gehalten.
Vorwärmung, Schmelzen, Frischen und Temperaturführung:
Es erfolgt eine stufenweise Änderung der physikalisch-chemischen Eigenschaften der Einsatzstoffe (insbesondere der Temperatur, der chemischen Zusammensetzung und des Aggregatzustandes) im Hinblick auf die Erzeugung einer Rohstahlschmelze als Hauptprodukt sowie von Schlacke und Abgas als Nebenprodukte unter optimaler Energienutzung nach dem folgenden Schema:
Im Aufheizteil 9 und Vorwärmschacht 5:
Vorwärmung des Schrottes (bis zu 100 % des Schrottes im Einsatz-Mix) unter
Berücksichtigung der Kriterien zur Wahl der Anlagenkonfiguration, wobei im Aufheizteil 9 (falls vorgesehen) eine Vorwärmung auf niedrige Temperatur, z.B. max.
400-450° C und im Vorwärmschacht 5 (falls vorgesehen) eine Vorwärmung auf höhere
Temperatur, z.B. > 800° C (Schrottvorwärmtemperaturen von 1000° C und mehr sind durchaus möglich, gegebenenfalls bei Verwendung von gefuttertem Vorwärmschacht) erfolgt.
Neben Schrott können auch andere Einsatzstoffe vorgewärmt werden, wie z.B.
* stückige Schlackenbildner (Dolomit, Quarzit etc.),
* Stückkohle bzw. -koks,
* gegebenenfalls Eisenschwamm (bis zu einem begrenzten Anteil der Einsatzstoffe über Aufheizteil 9 und/oder Vorwärmschacht 5), allerdings unter Rücksicht auf mögliche unerwünschte Erscheinungen (Rückoxidation, verstärkte Ausflammungen etc.) in Abhängigkeit von ihrer Verweildauer und der Vorwärmtemperatur im Aufheizteil 9 und/oder Vorwärmschacht 5. Im Ofengefäß 1 :
+ Schmelzen des Großteils (Hauptmenge) der Einsatzstoffe im Einsatz-Mix (bis auf die im Konvertergefäß 3 gebrauchte und dort direkt zugeführte geringere Teilmenge der Einsatzstoffe als Kühlmittel) und zugleich
+ Aufkohlung und Vorfrischen des Metalls mit dem Ziel der Erzeugung einer
Vorschmelze mit etwa folgenden Eigenschaften in Abhängigkeit vom Einsatz-Mix:
% Si < 0,10
% C = 1,0 - 3,0
T = 1540-1560° C (0 ca. 1550°C),
welche Vorschmelze in das Konvertergefäß 3 überläuft, wobei die durchschnittliche Entkohlungsgeschwindigkeit in Abhängigkeit vom Einsatz-Mix von 0,06 bis 0,10 (max. 0,12) % C/min beträgt, und + unter kontinuierlicher Zuführung von kalten Einsatz-Mix-Komponenten, z.B. Eisenschwamm und/oder Eisenkarbid, gegebenenfalls Feinschrott und/oder heißen Einsatz-Mix-Komponenten, z.B. flüssiges Roheisen (aus vorgeschaltetem Hochofen oder einer Schmelzreduktion), heißem Eisenschwamm und oder Eisenkarbid und Stück- und oder Feinkohle (Koks, SLF), stückige und oder staubförmige Schlackenbildner (Kalk, Dolomit, Quarzit, Flußspat etc.).
Im Konvertergefäß 3 :
+ Kontinuierliches Fertigfrischen (hauptsächlich Entkohlung sowie Tiefentphosphorung) und zugleich Aufheizen der vom Ofengefäß 1 stets überlaufenden C-reichen Vorschmelze auf die zum Rohstahlabstich gewünschte und bereits (stets) eingestellte Zusammensetzung und Temperatur des Rohstahls im Konvertergefäß unter Konzentrations- und Temperaturausgleich durch intensive Baddurchmischung (Homogenisation) bei
+ kontinuierlicher Zuführung von stückigen und/oder feinkörnigen Kühlmitteln (inkl. Einsatz-Mix-Komponenten) und/oder Schlackenbildnern, und/oder Kohlenstoffträgem, z.B. Eisenschwamm und/oder Eisenkarbid, Feinschrott, Erz, Zunder, Hüttenwerkstäube/-schlämme, Kalkstein, Dolomit, Kalk, Quarzit, Flußspat etc, Kohle, (Koks), aufbereitete Shredder-Leichtfraktion und + ohne Unterbrechung des Frischprozesses während eines, falls vorgesehen, diskontinuierlichen Rohstahlabstiches, d.h. ohne Unterbrechung und wesentliche Beeinflussung des Prozeßablaufes in den vorgeschalteten Anlagenteilen (gegebenenfalls leichte Drosselung durchführbar),
+ wobei die bevorzugte Entkohlungsgeschwindigkeit in Abhängigkeit vom Einsatz-Mix von 0,08 bis 0,13 (max. 0,15) % C/min beträgt.
Schlackenführung
Das Verfahrenskonzept beruht auf einer Gegenstrombewegung von Metall 24 und Schlacke 25 im Bereich Ofengefäß 1/Konverter 3, d.h. die Schlacke bewegt sich vom Konvertergefäß 3, dem Anlagenteil mit höchster Temperatur und höchstem Sauerstoffpotential des Metallbades, über das Ofengefäß 1 - dieses weist eine geringere Temperatur und ein geringeres Sauerstoffpotential des Metallbades, weil es eine C-reiche Metallschmelze enthält, auf - in Richtung der Schlackentür 22 am Ende des Dekantierteils 2, wo die Schlacke 25 die Anlage erst verlassen kann. Die Triebkraft dieser Bewegung der Schlacke 25 ist vor allem die Schwerkraft, unterstützt durch Impulse, welche infolge der intensiven Baddurchmischung im Konvertergefäß 3 und im Ofengefäß 1 an die Schlacke 25 übertragen werden. Während dieser Bewegung (insbesondere beim Überqueren des Ofengefäßes 1) trifft die Schlacke 25 auf Metallschmelze 24 mit niedriger Temperatur und höheren Gehalten an Si und C und wird von dieser, wegen der intensiven Baddurchmischung, bezüglich FeO-Gehalt reduziert und zugleich abgekühlt. Außerdem vermischt sich die Teilmenge der Schlacke 25 vom Konvertergefäß 3 mit im Ofengefäß 1 und im Dekantierteil 2 entstehenden nichtmetallischen Phasen, u.zw.
- aus der Gangart und Asche der Einsatz-Mix-Komponenten (Eisenschwamm, HBI, Eisenkarbid, Schrott etc.),
- aus der Oxidation von Si, Mn, P und anderen sauerstoffaffinen Elementen im Einsatz-Mix (flüssiges und/oder festes Roheisen, Schrott etc.),
- aus den dem Ofengefäß 1 zugeführten Schlackenbildnern, die z.B. als Korrektur/zuschlage zugesetzt werden,
- aus dem Feuerfestverschleiß im Ofengefäß 1 und im Dekantierteil 2, wodurch die Menge der gebildeten Schlacke 25 im Ofengefäß 1 wesentlich höher ist als jene der im Konvertergefäß 3 gebildeten Schlacke. Nach einer gewissen „Beruhigung" der Schlacke 25 im Dekantierteil 2 (ohne intensive Baddurchmischung) und teilweisem Ausregnen der in ihr enthaltenen Metalltropfen, verläßt die Schlacke 25 die Anlage durch die Schlackentür 22 am Ende des Dekantierteils 2. Ein wichtiges Verfahrensmerkmal im Unterschied zu diskontinuierlichen Verfahren ist darin zu sehen, daß die spezifische Schlackenmenge, bezogen auf die Metallmenge im Konvertergefäß 3, nicht mit der sehr geringen Menge der Schlacke pro Tonne aus dem Ofengefäß 1 überlaufende Vorschmelze gleich ist, sondern viel höher und beim Betrieb mit kontinuierlichem Rohstahlabstich und nahezu konstantem Niveau der Metallschmelze im Konvertergefäß 3 durch den Höhenunterschied zwischen Ofengefäß 1 und Konvertergefäß 3 bestimmt wird bzw. dadurch innerhalb gewisser Grenzen geregelt werden kann. Dieses Verfahrensmerkmal bedeutet zugleich, daß die Verweilzeit der im Konvertergefäß 3 gebildeten Schlacke 25 (mit sehr guten Eigenschaften bezüglich Entphosphorung und Entschwefelung) im Konvertergefäß 3 wesentlich höher ist als z.B. in einem diskontinuierlichen LD-Konverter und außerdem geregelt werden kann, wodurch sich folgende Vorteile ergeben: -» bessere Nutzung der Raffmationseigenschaften der dem Konvertergefäß 3 zugeführten
Schlackenbildner, ->• Möglichkeit zur Erzielung von sehr niedrigen P- und S-Gehalten im Rohstahl (ein Beitrag dazu leistet auch die Verfahrens- und Anlagenkonfiguration, welche grundsätzlich einem diskontinuierlichen Verfahren mit Zwischenabzug einer Schlackenteilmenge entspricht), → keine Verbärungsgefahr für die Sauerstoff-Blaslanze 35 im Konvertergefäß 3 infolge einer sehr geringen Schlackenmenge, welche z.B. bei diskontinuierlichen Konverterverfahren mit Einsatz von vorbehandeltem Roheisen (deSi + deP) und schlackenarmem Frischen (Slag Minimum Process) bei < 30 kg Schlacke/t Stahl bekannterweise auftritt.
Um die im Ofengefäß 1 zugeführten Schlackenbildner besser zu nutzen ist es vorteilhaft, diese in möglichst feinstückiger Form zuzuführen, damit ihre Auflösung in der Schlacke 25 möglichst rasch und vollständig erfolgt. Dies gilt insbesondere für Kalk und Dolomit. Durch die bevorzugte Zuführung von bis zu 100 % des Kalkes bzw. des Dolomites in das Ofengefäß 1 in feinkörnigem Zustand (als Staubkalk bzw. Staubdolomit) läßt sich außerdem bei AC- Ofenausführung die negative Auswirkung durch die sogenannten Hot Spots wesentlich einschränken. Im Konvertergefäß 3 werden bevorzugt stückige Schlackenbildner zugeführt (feinkörnige Schlackenbildner nur dann, wenn extreme Anforderungen bezüglich der Rohstahlqualität erfüllt werden müssen).
Die erfindungsgemäß bevorzugten Eigenschaften der Schlacke 25 im Konvertergefäß 3 und im Ofengefäß 1 (ca. identisch mit der Endschlacke beim Austritt aus der Schlackentür 22 am Ende des Dekantierteils 2) können wie folgt zusammengefaßt werden: Konverterschlacke im Bereich der technischen Kalksättigung
%CaO/%Si02 > 3,4
% MgO > 7
% FeOn = 25-30 bei Rohstahl
% C = 0,03-0,05 TAbsnch = 1620-1630° C bevorzugte Zugabe von stückigen Schlackenbildnern (Kalk, Dolomit, Quarzit) bevorzugte Verweilzeit im Konvertergefäß 3: > 80 min
Ofenschlacke = Endschlacke beim Verlassen der Anlage % CaO/%Si02 = 1,8-2,0 % MgO > 7 % FeOn = 10-15 % bei Vorschmelze
% C = 1,0-3,0 θbCTlauf = 1540-1560° C
EAF → LD bevorzugte Zuführung von feinkörnigen Schlackenbildnern (insbesondere Staubkalk, ■ Staubdolomit) über mehrere Düsen/Lanzen im/durch den Ofendeckel 4, Materialzuführung in die Hot Spot-Bereiche
Diese Grundprinzipien der Schlackenführung gelten auch für die Verfahrensvariante mit diskontinuierlichem Rohstahlabstich. Es besteht kein wesentlicher Unterschied durch den in diesem Fall gegebenenfalls zu verwendenden Damm, der nur bei hohen Qualitätsanforderungen eingesetzt wird.
Abgascharakteristika (Erfassung, Nachverbrennung, Temperatur, Staub und giftige Bestandteile im Rohgas):
Abgas vom Konvertergefäß 3 und Ofengefäß 1 wird einheitlich durch den allenfalls vorhandenen Schrottvorwärmschacht 5 und gegebenenfalls durch den Aufheizteil 9 abgezogen, wobei die chemische und die physikalische Abgaswärme optimal (aufgeteilt) genutzt wird; wenn kein Vorwärmschacht 5 vorgesehen ist, gelangen die Abgase vom Ofengefäß 1 in die unmittelbar angeschlossene Heißgasleitung. Es findet nahezu eine 100%ige Abgaserfassung durch ein abgekapseltes System mit einem Minimum unkontrollierter Ausstoße bzw. einer minimalen Belastung durch Hitze, Staub und giftige Abgaskomponenten statt, da kein Öffnen eines Anlageteils für Chargieroperationen erforderlich ist. Die Abgase werden auf dem Wege vom Konvertergefäß 3 zum Ofengefäß 1 und weiter zum Vorwärmschacht 5 sowie zum Aufheizteil 9 je nach Bedarf und Einsatz-Mix zunehmend nachverbrannt.
Dazu folgende Richtwerte:
Bevorzugte Medien für die Abgasnachverbreπnung
Medienart Bevorzugter Einsatz Konvertergefäß 3
02 + Luft Ofengefäß 1 , Vorwärmschacht 5 Luft Aufheizteil 9
Für alle Anlagenteile sind O/Luft-Gemische mit beliebig einstellbarem Mischungsverhältnis verfügbar.
Zusatzwärmequellen/Energiezufuhr zur Deckung des Wärmebedarfes Richtwerte gemäß folgender Tabelle:
inkl. Schlackenbildungswärme für verschlackende Oxidationsprodukte Ausführungsbeispiele
Die folgenden drei Ausführungsbeispiele erläutern die technologischen Abläufe und die erzielbaren Ergebnisse bei der Anwendung der erfindungsgemäßen Verfahrens- und Anlagenvarianten zur kontinuierlichen Erzeugung von Rohstahl aus den weltweit wichtigsten Einsatzstoffen (Eisenträgern), wie Stahlschrott, Eisenschwamm und flüssigem Roheisen. Der Einsatz-Mix ist für jedes Ausführungsbeispiel unterschiedlich, nämlich:
Ausführungsbeispiel 1: 100 % Stahlschrott
Ausführungsbeispiel 2: 40 % Stahlschrott
30 % Eisenschwamm
30 % flüssiges Roheisen Ausführungsbeispiel 3: 50 % Eisenschwamm
50 % flüssiges Roheisen
Die erfindungsgemäßen Verfahrens- und Anlagenvarianten ermöglichen auch die kontinuierliche Erzeugung von Rohstahl aus 100 % Eisenschwamm oder aus 100 % flüssigem Roheisen, wobei im letzten Fall Erz, Karbonat, Zunder, Staubbriketts etc. einzeln oder in Kombination als Kühlmittel eingesetzt werden können.
Neben den Fe-hältigen Einsatzstoffen werden gemäß den Ausführungsbeispielen die für die
Stahlerzeugungspraxis üblichen
Zuschläge: weich gebrannter Kalk, Dolomit, Quarzit
Gase: Sauerstoff, Stickstoff, Erdgas, Luft (Kompressor und Ventilator)
Feste Kohle: Stückkohle, Feinkohle (Blasekohle)
Feuerfestmaterialien: Steine für Zustellung im Ofen- als auch im Konvertergefäß 3,
Spritzmassen (Reparatur) Graphitelektroden: für Ofengefäß 1 und Kühlwasser: für wassergekühlte Paneele des Ofengefäßes 1, des
Vorwärmschachtes 5 und des Aufheizteiles 9 verwendet. Obwohl kostengünstiger und/oder im Hinblick aufbessere Stahlqualität vorteilhaft, wird bei den nächsten Ausführungsbeispielen auf eine mögliche Anwendung von alternativen
Fe-hältigen Einsatzstoffen: festes Roheisen als Fe-Trägern und/oder als Kühlmitteln: Eisenkarbid, Filterstaub, Zunder, getrockneter
Schlamm, Erz (Fe-/Mn-Erz) Zuschlagstoffen: Feinkalk, Feindolomit, Flußspat
Medien: Ar (für Inertgasbodenspülung) Energiequellen: Shredder-Leichtfraktion verzichtet.
Die Qualität und die Temperatur der verfügbaren Einsatzstoffe und Gase ist aus den Tabellen II, III und IV ersichtlich.
Zur Durchführung des Verfahrens werden folgende Anlagenkonfigurationen verwendet:
Ausführungsbeispiele 1 und 2: Anlage gemäß Fig. 1 bestehend aus
• einem Aufheizteil 9 (Förderband 8 mit Vorwärmfunktion)
• einem Schrottvorwärmschacht 5 mit ovalem Querschnitt
• einem als AC-EAF ausgebildeten Ofengefäß 1 als Schmelz- und Vorfrischgefäß
• einem Konvertergefäß 3 vom Typ LD-S *
• einem Dekantierteil 2 zum Ofengefäß 1 gehörig
Ausführungsbeispiel 3:
Anlage gemäß Fig. 3, bestehend aus
• einem AC-Elektro-Lichtbogenofen als Ofengefäß 1, als Schmelz- und Vorfrischgefäß
• einem Konvertergefäß 3 vom Typ LD-S *
• einem Dekantierteil 2
' Konverter mit Inertgasbodenspülung N;/Ar Tabelle II
Chemische Zusammensetzung und Temperatur der Fe-hältigen Einsatzstoffe
Stahlschrott 0,30 % C 2,5 % Asche
0,50 % Mn 0,2 % Feuchte
0,20 % Si
0,030 % S 25° C
0,020 % P
Eisenschwammpellets 91,9 % FEtot
(MIDREX-DRI)
92,9 % Metallisierungsgrad
1,8 % C
4,6 % Gangart ca. 0,5 Gangartbasizität
25° C
Flüssiges Roheisen 4,2 % C 1320° C 0,5 % Mn 0,6 % Si 0,04 % S 0,09 % P
Tabelle III
Chemische Zusammensetzung, Korngröße und Temperatur von Zuschlägen, festen Energieträgem und Feuerfestmaterialien
Tabelle IV
Chemische Zusammensetzung (vol.%), Temperatur von Gasen
Rest C (firing in red.atm at 1000° C - British Coking Test) In allen drei Ausführungsfällen besitzen das Ofengefäß 1 und das Konvertergefäß 3 die folgende gleiche Konfiguration und Ausstattung, wobei die Spezifikation sich auf konventionelle diskontinuierliche Anlagen gemäß Standardreihen bezieht:
Spezifikation des Ofengefäßes 1 :
- ca. 6 m Gefäßdurchmesser entspricht einem diskontinuierlichen Abstichgewicht von 90 t Rohstahl bei ca. 11 t Flüssigsumpf (Restsumpf),
- 70 MVA Trafoleistung, Wechselstrom,
- drei Stück Graphitelektroden 16 mit Durchmesser 560 mm (keine Bodenanode 17, weil Wechselstromversorgung),
- eine Roheisenrinne 21 für kontinuierliche Zuführung von flüssigem Roheisen 20,
- zwei Chargieröffnungen 11 im Deckel 4 für kontinuierliche Zuführung von Eisenschwamm Pellets und/oder Feinschrott 12, Stückkohle 13 und stückigen Schlackenbildnern (Kalk, Dolomit, Quarzit) 14, welche über ein Förderband- und Rutschensystem 15 herantransportiert werden,
- drei Stück Kalkdüsen im Deckel 4 des Ofengefäßes 1 zum kontinuierlichen Einblasen von bis zu 100 % der im Ofengefäß 1 zugeführten Kalk- und Dolomitmenge als Staubkalk bzw. Staubdolomit 14 in die Hot Spots mittels Luft 28 als Trägergas,
- zwei Stück wassergekühlte Manipulatorlanzen (eine Lanze 32 durch die Seitenwand des Ofengefäßes 1, eine Lanze 23 durch die Schlackentür 22 im Dekantierteil 2 bis in das Ofengefäß 1 hineinreichend) zum kontinuierlichen Einblasen von gasförmigem Sauerstoff 27 und/oder Feinkohle 13 (Luft 28 als Trägergas) unterhalb der Oberfläche der Schlacke 25 im Ofengefäß 1 ,
- drei Stück Kohle-Unterbaddüsen 33 zum kontinuierlichen Einblasen von Feinkohle 13 mittels Luft 28 als Trägergas,
- sechs Stück Inertgas-Unterbaddüsen 33 zum kontinuierlichen Einblasen von Inertgas 30 (N2/Ar, Verhältnis beliebig einstellbar) zwecks der intensiven Durchmischung von Metall 24 und Schlacke 25 im Ofengefäß 1,
- drei Stück 0,-Unterbaddüsen 33 zum kontinuierlichen Einblasen von gasförmigem Sauerstoff 27, wobei die O, -Unterbaddüsen 33 mit Erdgas oder LPG (Liquid Propan Gas) 29 geschützt sind und im Boden des Ofengefäßes 1 bevorzugt unterhalb des Schrottvorwärmschachtes 5 angeordnet sind,
- fünf Stück Erdgas/Sauerstoff-Brenner 32a mit einer Leistung je Brenner von max. 3,5 MW, welche in der Seitenwand des Ofengefäßes 1 ca. symmetrisch unterhalb des Schrottvorwärmschachtes 5 angeordnet sind, - drei Stück Nachverbreimungsdüsen 35 im Deckel 4 des Ofengefäßes 1 für Gassauerstoff 27 und/oder Luft 28 (0,/Luft-Verhältnis beliebig einstellbar), welche bevorzugt als bewegbare kurze Lanzen, d.h. als Nachverbrennungslanzen ausgeführt sind,
- ein Deckel 4 des Ofengefäßes 1 , der außen aus wassergekühlten Paneels, welche von der Innenseite (Ofenraum) mit Feuerfestschicht versehen sind, ausgeführt ist,
- ein breiter Teil der Seitenwand des Ofengefäßes 1 an der Seite des Konvertergefäßes 3 der als Wehr 34 ausgebildet ist, wodurch einerseits eine Aufteilung des Unterteiles der Anlage in ein Ofengefäß 1 und in ein Konvertergefäß 3 erfolgt, anderseits ein beiden Gefäßen gemeinsamer Oberteil gebildet wird, so daß eine kontinuierliche Überführung von Metallschmelze 24, Schlacke 25 und Abgas 19 zwischen den Reaktorteilen 1 und 3 nur mit Hilfe der Schwerkraft erreicht wird, wobei Metall 24 in zur Schlacke 25 entgegengesetzter Richtung fließt (sogenannte Metall/Schlacke-Gegenstrombewegung), die Abgase aus den Teilräumen im Ofengefäß 1 und Konvertergefäß 3 durch die Schrottschüttung 7 im Ofengefäß 1 und dem unmittelbar darüber liegenden Schrottvorwärmschacht 5 durch die einheitliche Abgasabsaugung hingetrieben werden, oder wie in Fig. 3 dargestellt, direkt vom Ofengefäß 1 in die Heißgasleitung der nicht dargestellten Abgasbehandlungsanlage gelangen, wenn die Gesamtanlagenkonfiguration keinen Schrottvorwärmschacht 5 und oder Aufheizteil 9 vorsieht.
Spezifikation des Konvertergefäßes 3 :
- Innenvolumen nach Neuzustellung ca. 76,5 m\
- spezifisches Volumen ca. 0,85 m3/t Metallinhalt (entspricht etwa einem diskontinuierlichen Abstichgewicht von ca. 90 t/Rohstahl für konventionelle Anlage),
- ein Stück wassergekühlte Konverterlanze (Top-Lanze) für Aufblasen von max. 10000 Nm3 0,/Stunde,
- drei Stück Nachverbrennungsdüsen 35 für Gassauerstoff 27 und/oder Luft 28 (O2/Luft- Verhältnis beliebig einstellbar) im Deckel 37 und im oberen konischen Teil des Konvertergefäßes 3, welche bevorzugt als bewegbare kurze Lanzen, d.h. als Nachverbrennungslanzen ausgeführt sind,
- zwei Chargieröffnungen 39, davon bevorzugt nur eine in Betrieb (in den Fig. 1 und 3 ist nur eine davon dargestellt) im Konverterdeckel 37 für kontinuierliche Zuführung von Feinschrott (hier Shredderschrott mit < 100 mm Stückgröße) und/oder Eisenschwamm- Pellets (DRI) 12, Stückkohle 13 und stückigen Schlackenbildnern (Kalk, Dolomit, Quarzit) 14, welche über ein Förderband-/Rutschensystem 40 herantransportiert werden,
- sechs Stück Inertgas-Unterbaddüsen 36 zum kontinuierlichen Einblasen von Inertgas 30 (N2/Ar, Verhältnis beliebig einstellbar) zwecks der intensiven Durchmischung von Metall 24 und Schlacke 25 im Konvertergefäß 3, - eine Rohstahl- Abstichöffhung 41 mit Regeleinheit für die Abstichgeschwindigkeit des Rohstahls 24 sowie automatische Verschlußeinrichtung (hier nicht näher erläutert) zur Unterbrechung des sonst kontinuierlichen Abstichvorganges, wenn notwendig,
- ein Deckel 37 des Konvertergefäßes 3 der in identischer Ausführung gestaltet ist wie der Deckel 4 des Ofengefäßes 1 und mit diesem im verriegelten Zustand während des Betriebes eine Einheit (Sektionsausführung) bildet. Etwa oberhalb des Wehrs 34 ist er mit einer Kontroll- und Reparaturöff ung 50 versehen. Diese bleibt während des kontinuierlichen Prozeßablaufes verschlossen.
Spezifikation des Schrottvorwärmschachtes 5, des Aufheizteiles 9 und des Schrottförderbandes 8:
Um die recht unterschiedlichen Anforderungen bezüglich Schrottzufuhr und -vorwärmung für die betrachteten drei Ausführungsfälle (100 %, 40 %, 0 % Schrott im Einsatz-Mix) zu erfüllen, sind folgende Einrichtungen vorgesehen:
1. Ein Schrottvorwärmschacht 5 mit großem innerem Nutz-Querschnitt von ca. 11,5 m2 und abgerundeten Kanten, wie in den Fig. 1 und 2 dargestellt.
- Ca. konstanter Schachtquerschnitt über die Schachthöhe,
- Schachthöhe oberhalb des Deckels 4 des Ofengefäßes 1, d.h. oberhalb der Schachteinmündungsebene in das Ofengefäß 1 bis zum oberen Haubenbereich (Deckel) des Vorwärmschachtes 5 ca. 6,50 m, wobei
- der Vorwärmschacht 5 aus wassergekühlten Paneelen gebildet ist, welche im oberen Haubenbereich innenseitig mit Feuerfestplatten (wie in Fig. 1 ersichtlich) versehen sind,
- der Vorwärmschacht 5 mit zwölf Nachverbrennungsdüsen 47 für Sauerstoff 27, Luft 28 oder Sauerstoff/Luft-Gemisch versehen ist, wobei diese Nachverbrennungsdüsen 47 etwa symmetrisch am äußeren Schachtperimeter in zwei Ebenen mit je sechs Düsen pro Ebene angeordnet sind,
- im oberen Haubenbereich des Vorwärmschachtes 5 zwei Erdgas/Sauerstoff/Luft- Kombibrenner 10 angeordnet sind, welche zugleich auch als Nachverbrennungslanzen verwendet werden können und als Brenner mit max. 3,5 MW je Brenner betrieben werden können.
Grundsätzlich kann der gesamte Vorwärmschacht 5 aus wassergekühlten Paneelen mit einer Innenausmauerung ausgeführt werden, wodurch folgende Vorteile erzielbar sind: -» geringe Wärmeverluste mit dem Kühlwasser im Vorwärmschacht bzw. geringere Kühlwassermenge notwendig → höhere Schrottvorwärm- und Abgastemperaturen beim Schachtaustritt ohne Störungsgefahr einstellbar.
2. Ein Schrottvorwärmschacht 5 mit kleinem innerem Nutz-Querschnitt von ca. 5 m2 und abgerundeten Kanten (wie in Fig. 1 dargestellt):
- Über die Schachthöhe ca. konstanter Schachtquerschnitt,
- gesamte Schachthöhe ca. 6,50 m, wobei
- der Vorwärmschacht 5 aus wassergekühlten Paneelen besteht, die innenseitig im oberen Haubenbereich mit Feuerfestplatten versehen sind,
- der Vorwärmschacht 5 mit acht Nachverbrennungsdüsen 47 für Sauerstoff 27, Luft 28 oder Sauerstoff/Luft-Gemischen versehen ist, wobei diese Nachverbrennungsdüsen 47 etwa symmetrisch am äußeren Schachtperimeter in zwei Ebenen je vier Düsen pro Ebene angeordnet sind,
- im oberen Haubenbereich des Schachtes 5 ein Erdgas/Sauerstoff/Luft-Kombibrenner 10 angeordnet ist, welcher zugleich auch als Nachverbrennungslanze verwendet werden kann und als Brenner für eine Leistung von max. 3,5 MW ausgelegt ist.
3. Ein Aufheizteil 9 ist mit zwei gleichen, innerhalb des Aufheizteiles 9 nebeneinander parallel angeordneten Schrottförderbändern 8 versehen, welche innerhalb der gemeinsamen Einhausung durch einen feuerfesten Damm (nicht in den Zeichnungen dargestellt) voneinander räumlich getrennt sind. Die Auslegung des Aufheizteiles 9 und der Schrottförderbänder 8 kann folgenderweise zusammengefaßt werden:
SchrottfÖrderband 8
Anzahl (gleiche Ausführung): 2
Bandbreite: 2,0 m
Bandlänge: 40,2 m
Durchschnittliche Bandbeladung (t Schrott/m2 Bandfläche): 0,30 t/m2
Bandgeschwindigkeit: max. 8 m/min
Schrottförderleistung pro Band 8: max. 4,8 t/min
Aufheizteil 9
Form der Umhausung oben: teilkreisförmig, wassergekühlte Paneele mit Mauerung innenseitig unten: rechteckig, wassergekühlte Paneele, ohne
Mauerung Zehn Erdgas/Sauerstoff/Luft-Kombibrenner/Lanzen 10 (bei Brennerbetrieb mit max. 3,5 MW je Brenner bzw. bei Betrieb als Nachverbrennungslanze mit max. 3000 NmVh Luft oder Luft/O,-Gemisch je Lanze 10), welche in zwei Reihen (fünf Stück pro Reihe) im gemauerten Deckel des Aufheizteiles 9 symmetrisch oberhalb eines jeden der beiden Schrottförderbänder 8 angeordnet sind.
Ein vertikal ausgerichteter feuerfester Damm (Wand), welcher den gesamten Innenraum des Aufheizteiles 9 in Längsrichtung in zwei voneinander nahezu vollständig getrennte Teilräume mit je einem SchrottfÖrderband 8 teilt.
Prozeßablauf und Ergebnisse
Ausführungsbeispiel 1
Der Einsatz-Mix besteht aus 100 % Stahlschrott (Mischschrott) mit der Zusammensetzung gemäß Tabelle II. Zur Durchführung des Verfahrens dient die Anlagenvariante nach Fig. 1 mit dem Schrottvorwärmschacht 5 mit einem inneren Nutz-Querschnitt von
11,5 m2 und mit zwei Schrottförderbändern 8 (Bandbreite je 2,0 m, Bandlänge je 40 m), welche nebeneinander parallel angeordnet sind und vor dem Entladen des Schrottes 7 in den
Vorwärmschacht 5 einen gemeinsamen, 10 m langen Aufheizteil 9 durchlaufen, wobei der
Aufheizteil 9 unmittelbar im oberen Haubenbereich des Vorwärmschachtes 5 einmündet.
Eine geringe Teilmenge (11,50 %) des Schrottes mit einer Stückgröße < 100 mm wird als Kühlmittel 12 mit einer Temperatur von 25° C in das Konvertergefäß 3 kontinuierlich zugeführt. Der Rest des Schrottes mit einer max. Schrottstücklänge von 1,5 m (d.h. die Hauptteilmenge 7 von 88,50 %) wird mit Hilfe von vier Schrottbeladekränen auf die zwei Schrottförderbänder 8 chargiert und nach der Vorwärmung im Aufheizteil 9 und im Vorwärmschacht 5 dem Ofengefäß 1 kontinuierlich zugeführt und in diesem geschmolzen. Die durchschnittliche Höhe der Schrottsäule 7 im Vorwärmschacht 5 beträgt ca. 2,5 m. Als Wärmequelle für die Vorwärmung des Schrottes 7 im Aufheizteil 9 und im Vorwärmschacht 5 dienen die fühlbare Wärme (Enthalpie) und die chemische Wärme (Wärme aus der teilweisen Nachverbrennung) der hauptsächlich vom Ofengefäß 1 in den Vorwärmschacht 5 bzw. in den Aufheizteil 9 einströmenden Abgase 19 sowie die Wärme aus einer gewissen, während der Schrottvorwärmung stattfindenden Schrottoxidation. Die teilweise Nachverbrennung der Abgase 19 im Vorwärmschacht 5 erfolgt in zwei Stufen, wobei Kaltluft 28 und Gassauerstoff 27 durch die in zwei Ebenen angeordneten zwölf Nachverbrennungsdüsen 47 in einem Volumenverhältnis von ca. Luft/O, ~ 4,2 kontinuierlich eingeblasen werden. Im Aufheizteil 9 erfolgt die Nachverbrennung stufenweise entlang des Aufheizteiles 9 durch kontinuierliches Einblasen von Kaltluft 28 durch die insgesamt zehn Kombibrenner/Lanzen 10 (hier nur als Nachverbrennungslanzen), die im Deckel des Aufheizteiles 9 (2 x 5 Kombibrenner/Lanzen 10 oberhalb jedes Schrottförderbandes 8) angeordnet sind.
Wichtige Prozeßgrößen für den Prozeßablauf im Aufheizteil 9 und im Vorwärmschacht 5 sind in der folgenden Tabelle angegeben:
Das kontinuierliche Schmelzen des im Aufheizteil 9 und im Vorwärmschacht 5 vorgewärmten Schrottes 7 erfolgt im Ofengefäß 1 , wobei die entstehende Metallschmelze 24 im Ofengefäß 1
inkl. nichtmetalhscher Komponenten ' Teilmenge vom Ofengefäß 1
(t Met.Produkt/t Met. Eιπsatz)xl00 zugleich zu einer Si-armen, aber C-reichen Schmelze mit den Eigenschaften
1,86 % C ca. 1550° C
0,20 % Mn < 0,05 % Si Liquidustemperatur ca. 1400° C
0,032 % S 0,005 % P
aufgekohlt und partiell gefrischt wird, bevor diese über das Wehr 34 in das Konvertergefäß 3 überläuft. Die Metallschmelze 24 im Ofengefäß 1 besitzt stets etwa die oben angeführten Eigenschaften.
Der Schmelz- und Frischprozeß im Ofengefäß 1 läuft kontinuierlich ab und erfolgt bei sehr intensiver Baddurchmischung quasistationär unter kontinuierlicher Zufuhr der folgenden Stoffe, Medien und Energien bzw. unter den folgenden Prozeßbedingungen:
- ca. 4,61 t/min vorgewärmter Schrott 7 mit einer Temperatur von ca. 834° C,
- flüssige, FeOn-reiche, hochbasische (CaO/SiO2 = 3,55) und heiße Konverterschlacke 25 mit einer Temperatur von ca. 1620° C, welche vom Konvertergefäß 3 entgegen der Metallfließrichtung über das Wehr 34 in das Ofengefäß 1 fließt,
- Kalk 14 (ca. 60 % davon als Blasekalk über die Kalkdüsen 35 und ca. 40 % davon als Stückkalk über die Chargieröffnungen 11 im Deckel 4 des Ofengefäßes 1, Blasekalk/Stückkalk- Verhältnis ist beliebig veränderbar),
- Satzkohle (Stückkohle) 13 über die Chargieröffhungen 11 im Deckel 4 des Ofengefäßes 1,
- Blasekohle (Feinkohle) 13 über die Manipulatorlanzen 32 und 23 sowie über die Kohle- Unterbaddüsen 33 des Ofengefäßes 1,
- Erdgas 29 und Gassauerstoff 27 über die Brenner 32a des Ofengefäßes 1,
- N, 30 und Erdgas 29 über die Inertgas-Bodendüsen 33 des Ofengefäßes 1,
- Gassauerstoff 27 über die Manipulatorlanzen 32 und oder 23 des Ofengefäßes 1,
- Gassauerstoff 27 über die Nachverbrennungslanzen 35 im Deckel 4 des Ofengefäßes 1 ,
- Konverterabgas 19 inkl. Staub im Konverterabgas, welche vom Konvertergefäß 3 unmittelbar in das Ofengefäß 1 einströmen,
- Falschluft, welche vor allem durch die Schlackentür 22, aber auch über Elektrodenspalte im Deckel 4 von der Außenumgebung in das Ofengefäß 1 infolge des Unterdruckes im Ofengefäß 1 angesaugt wird,
- Blaseluft 28 als Fördergas über die Lanzen/Düsen 35, 32, 23 und 33,
- ca. 53,1 MW kontinuierlicher elektrischer Energieeintrag über die Elektroden 16 zur Deckung des Wärmebedarfes im Ofengefäß 1, welcher Eintrag bei der Gesamtanlagenproduktivität von ca. 4,87 t Rohstahl/min (ca. 292 t Rohstahl/Betriebsstunde), einem Elektroenergieverbrauch von ca. 181,6 kWh/t Rohstahl entspricht.
Die Produkte des Ofengefäßes 1 werden ebenfalls kontinuierlich und semistationär abgeführt, u.zw.:
- ca. 4,46 t/min C-reiche, Si-arme Vorschmelze 24 mit den oben angeführten Eigenschaften über das Wehr 34 in Richtung des Konvertergefäßes 3,
- ca. 416 kg/min Schlacke 25 mit den folgenden Eigenschaften:
ca. 12,2 % FeOn 0,46 % P,05 ca. 5,0 % Femet 0,21 % S
40,9 % CaO Basizität (CaO/SiO,) = 2,0
7,8 % MgO Temperatur ~ 1550° C
5,8 % MnO 20,4 % SiO, 7,0 % A1,03
welche über den Dekantierteil 2 durch die Schlackentür 22 kontinuierlich die Anlage verläßt,
- ca. 522 NmVmin Abgas 19 und ca. 79,1 kg/min Staub im Abgas mit den folgenden Eigenschaften
Abgas (Gasphase^) Abgas fStaubl
37,0 vol.% CO 72,5 % FeOn
23,l vol.% C02 9,0 % CaO
3.3 vol. % H, 3,4 % SiO,
8.4 vol. % H2O 4,8 % C 25,8 vol. % N2 5,7 % ZnO
1 ,7 vol. % O, Rest = MgO+MnO+Al,O3+SnO,+P,05
Rest = Ar+SO,+F, Gesamt-Nachverbrennungsgrad 43,9 % Temperatur - 1570° C welche vom Ofengefäß 1 in den Schrottvorwärmschacht 5 gelangen.
Nach dem Überlauf über das Wehr 34 gelangt die C-reiche, Si-arme Vorschmelze kontinuierlich in das Konvertergefäß 3 und vermischt sich bei sehr intensiver Badbewegung mit der im Konvertergefäß 3 stets vorhandenen Rohstahlschmelze 24 mit durchgehend innerhalb enger Toleranzen geregelten Eigenschaften:
- Menge von ca. 90 t,
- Metallbadniveau im Konvertergefäß 3 ca. 0,5 m unterhalb des Niveaus des Wehrs 34,
- Zusammensetzung (insbesondere C-Gehalt) und Temperatur gleich den erwünschten Rohstahlabstichwerten, im vorliegenden Fall wie folgt:
C = 0,05 % T = 1620° C
Oberhalb der Rohstahlschmelze 24 sammelt sich im Konvertergefäß 3 die flüssige Konverterschlacke 25 an, deren Oberfläche bei einer Schlackenschichthöhe im Konvertergefäß 3 von ca. 1,8 - 2,0 m bis zu 0,5 - 1,0 m höher als jene im Ofengefäß 1 liegt und infolge dessen, getrieben durch die Schwerkraft und Impulse von der Badbewegung im Konvertergefäß 3, kontinuierlich über das Wehr 34 in das Ofengefäß 1 überläuft.
Somit ergibt sich für die Technologieführung im Konvertergefäß 3 die folgende Aufgabenstellung, welche kontinuierlich/durchgehend erfüllt wird:
- Frischen und Aufheizen der vom Ofengefäß 1 zufließenden C-reichen, Si-armen Vorschmelze auf die erwünschten Eigenschaften des Rohstahls 24 beim Abstich aus dem Konvertergefäß 3 über die Rohstahl- Abstichöffhung 41 und zugleich Vermischen dieses Teilstroms der Metallschmelze mit dem stets vorhandenen Metallbad 24 im Konvertergefäß 3, d.h. Homogenisieren der Rohstahlschmelze 24, welche durch die Abstichöffhung 41 ausfließt bzw. abgestochen wird, im Konvertergefäß 3,
- Abfuhr der während des Konverterbetriebes kontinuierlich entstehenden Konverterschlacke 25 und Konverterabgase 19 in Richtung zum Ofengefäß 1 und
- Einstellung von ca. mit der Zeit gleichbleibenden Verhältnissen bezüglich Menge, Zusammensetzung und Temperatur von Rohstahlschmelze 24, Schlacke 25 und Abgasen 19 im Konvertergefäß 3, welche an die erforderlichen Eigenschaften und die gewünschte Abstichgeschwindigkeit des Rohstahls 24 über die Abstichöffnung 41 (d.h. an die gewünschte Anlagenproduktivität) angepaßt sind und wiederum durch die Rohstahlabstichgeschwindigkeit und die Frischgeschwindigkeit im Konvertergefäß 3 innerhalb gewisser Grenzen geregelt werden.
Im betrachteten Fall erfolgt der Frischprozeß im Konvertergefäß 3 bei sehr intensiver Baddurchmischung quasistationär unter kontinuierlicher Zufuhr der folgenden Stoffe, Medien und Energien bzw. unter den folgenden Prozeßbedingungen:
- ca. 4,46 t/min C-reiche, Si-arme Vorschmelze mit den oben angeführten Eigenschaften vom Ofengefäß 1 , - ca. 0,59 t/min Feinschrott 12 als Kühlmittel durch die Chargieröffhungen 39 im Konverterdeckel 37, wobei die Zusammensetzung des Feinschrottes 12 etwa der Mischschrottzusammensetzung gemäß Tabelle I entspricht und die max. Stücklänge < 100 mm beträgt,
- Stückkalk 14, Quarzit und Stückkohle 13 ebenfalls durch die Chargieröffhungen 39 im Konverterdeckel 37,
- Gassauerstoff 27 über die wassergekühlte Konverterlanze 35',
- Gassauerstoff 27 über die Nachverbrennungslanzen 35 und
- N, 30 und Erdgas 29 über die Bodenspüldüsen 36 des Konvertergefäßes 3
Die Produkte des Konvertergefäßes 3 werden ebenfalls kontinuierlich und semistationär abgeführt, u.zw.:
- ca. 4,87 t/min (= ca. 292 t/h) Rohstahl 24 mit den Eigenschaften
0,05 % C ca. 620 ppm O gelöst
0,14 % Mn ca. 30 ppm N
Spuren Si < 1,5 ppm H
0,026 % S
0,0038 % P T = 1620° C
0,21 % Cu über die Abstichöffnung 41 im Konvertergefäß 3,
- flüssige, FeOn-reiche, hochbasische Konverterschlacke 25 mit den Eigenschaften ca. 25,0 % FeOn 0,27 % P,O5 ca. 5,0 % Femet 0,21 % S
42,0 % CaO Basizität (CaO/SiO,) = 3,55
7,9 % MgO Temperatur ~ 1620° C
4.8 % MnO 11,8 % Si02
2.9 % Al,O3 über das Wehr 34 in Richtung zum Ofengefäß 1 und
- Konverterabgas 19 inkl. Staub im Konverterabgas mit den folgenden Eigenschaften:
Abgas f Gasphase') Abgas (Staub)
84,0 vol. % CO 91,2 % FeOn
9.3 vol. % CO, 3,5 % CaO 3,0 vol. % H2 0,7 % SiO2
1.4 vol. % H,O 0,8 % C 0,6 vol. % N, l,7 % ZnO
1 ,2 vol. % O, Rest = MgO+MnO+Al2O3+SnO-+P2Os
Rest = Ar+SO,+F 2
Gesamt-Nachverbrennungsgrad 11 ,0 % Temperatur - 1620° C welche vom Konvertergefäß 3 unmittelbar in das Ofengefäß 1 gelangen.
Wichtige Prozeßgrößen für den Prozeßablauf im Ofengefäß 1 und im Konvertergefäß 3 sind in der folgenden Tabelle angegeben:
Ausführungsbeispiel 2
Der Einsatz-Mix besteht aus
40 % Stahlschrott
30 % Eisenschwamm (Pellets) und
30 % flüssigem Roheisen mit den in Tabelle II angegebenen Eigenschaften.
' (t Met.Produkt/t Met.Einsatz)xl00 In diesem Fall besteht bezüglich der zu verwendenden Anlagenkonfiguration und des grundsätzlichen Verfahrensablaufes prinzipiell kein wesentlicher Unterschied gegenüber dem oben angeführten Ausführungsbeispiel 1. Unterschiede bei der Anlagenkonfiguration und der Technologieführung ergeben sich infolge der unterschiedlichen Mengenverhältnisse und Eigenschaften der Komponenten im Einsatz-Mix. Zur Durchführung des Verfahrens dient ebenfalls die Anlagenvariante gemäß Fig. 1 , allerdings
- unter Anwendung des Schrottvorwärmschachtes 5 mit dem geringen Nutz-Querschnitt von ca. 5 m2, wobei die Differenz zum Schrottvorwärmschacht 5 mit dem großen Nutzquerschnitt von ca. 11,5 m2 durch ein zusätzliches, zum Vorwärmschacht 5 mit dem geringen Nutzquerschnitt passendes Deckelstück im Deckel 4 des Ofengefäßes 1 ersetzt wird. Das zusätzliche Deckelstück (nicht dargestellt) ist identisch ausgeführt wie der Deckel 4 des Ofengefäßes 1 und bei Anwendung des Schachtes 5 mit dem geringen Nutz- Querschnitt mit diesem fest verriegelt, so daß eine gasdichte Einheit entsteht,
- sowie unter Anwendung nur eines der beiden Schrottförderbänder 8 zum Transportieren, Vorwärmen (im Rahmen des gleichen, bereits beschriebenen Aufheizteiles 9) und Befüllen des Schrottes 7 in den Schrottvorwärmschacht 5 mit dem geringen Nutzquerschnitt verwendet wird, d.h. aktiv ist, wobei im Aufheizteil 9 nur jene Hälfte der insgesamt zehn Erdgas/Sauerstoff/Luft-Kombibrenner/Lanzen 10 oberhalb des aktiven Schrottförderbandes 8 betrieben werden, während die zweite Hälfte des Aufheizteiles 9 (hinter dem bereits erwähnten feuerfesten Damm) und das zweite SchrottfÖrderband 8 passiv bleiben, d.h. nicht betrieben werden.
Weitere Unterschiede zum Ausführungsbeispiel 1 bestehen darin, daß im vorliegenden Fall eine kontinuierliche Zuführung von flüssigem Roheisen 20 über die Roheisenrinne 21 und Eisenschwamm-Pellets 12 über die Chargieröffhungen 11 in das Ofengefäß 1 erfolgt. Eisenschwamm-Pellets 12 werden als Kühlmittel in das Konvertergefäß 3 eingebracht, u.zw. in einer Menge von ca. 8,8 % vom Einsatz-Mix, d.h. ca. 29,3 % des im Einsatz-Mix enthaltenen Eisenschwamm-Pellets, deren Gesamtanteil im Einsatz-Mix 30 % beträgt.
Die Gesamtmenge des Schrottes im Einsatz-Mix wird mit Schrottbeladekränen auf das Schrottförderband 8 chargiert und nach Vorwärmung im Aufheizteil 9 und im Vorwärmschacht 5 in das Ofengefäß 1 kontinuierlich zugeführt bzw. geschmolzen. Die durchschnittliche Höhe der Schrottsäule 7 im Vorwärmschacht 5 beträgt 2,5 m. Als Wärmequelle für die Vorwärmung des Schrottes 7 im Aufheizteil 9 und im Vorwärmschacht 5 dient die physikalische und die chemische Wärme, teilweise Nachverbrennung der Abgase 19 vom Ofengefäß 1 und Wärme aus einer teilweisen Schrottoxidation während der Vorwärmung. Die teilweise Nachverbrennung der Abgase 19 im Vorwärmschacht 5 erfolgt in zwei Stufen, wobei Kaltluft 28 und Gassauerstoff 27 durch die in zwei Ebenen angeordneten acht Nachverbrennungsdüsen 47 in einem Volumenverhältnis von ca. Luft/O, - 3,7 kontinuierlich eingeblasen wird. Im Aufheizteil 9 erfolgt die Vorwärmung stufenweise entlang der Hälfte mit dem aktiven SchrottfÖrderband 8 durch kontinuierliches Einblasen von Kaltluft 28 und Gassauerstoff 27 über die insgesamt fünf Kombibrenner/Lanzen 10 im Deckel des Aufheizteiles 9, welche oberhalb des aktiven Schrottförderbandes 8 angeordnet sind.
Wichtige Prozeßgrößen für den Prozeßablauf im Aufheizteil 9 und im Vorwärmschacht 5 sind in der folgenden Tabelle angegeben:
Das kontinuierliche Schmelzen des im Aufheizteil 9 und im Vorwärmschacht 5 vorgewärmten Schrottes 7 erfolgt im Ofengefäß 1 unter ebenfalls kontinuierlicher Zufuhr des flüssigen Roheisens 20 über die Roheisenrinne 21 und ca. 70,7 % der im Einsatz-Mix enthaltenen Eisenschwamm-Pellets 12 über die Chargieröffhungen 11. Die entstehende Metallschmelze 24 wird im Ofengefäß 1 zugleich zu einer Si-armen, C-reichen Schmelze aufgekohlt und teilweise gefrischt. Die Metallschmelze weist vor dem Überlauf in das Konvertergefäß 3 über das Wehr 34 folgende Eigenschaften auf:
inkl. πichtmetallischer Komponenten ' Teilmenge vom Ofengefäß 1
" (t Met.Produkt/t Met.Einsatz)xl00 1,69 % C ca. 1550° C
0,14 % Mn Liquidustemperatur ca. 1413° C
< 0,05 % Si
0,025 % S
0,008 % P
Die Metallschmelze 24 im Ofengefäß 1 besitzt in etwa die oben genannten Eigenschaften während des gesamten Prozesses.
Der Schmelz- und Frischprozeß im Ofengefäß 1 erfolgt kontinuierlich und bei sehr intensiver Baddurchmischung quasistationär unter kontinuierlicher Zufuhr der folgenden Stoffe, Medien und Energien bzw. unter den folgenden Prozeßbedingungen:
- ca. 2,19 t/min vorgewärmter Schrott 7 mit einer Temperatur von ca. 1057° C über den Schacht 5,
- ca. 1,60 t/min flüssiges Roheisen 20 mit Eigenschaften gemäß Tabelle II über die Roheisenrinne 21,
- 1,13 t/min Eisenschwamm-Pellets 12 mit Eigenschaften gemäß Tabelle II über die Chargieröffhungen 11,
- flüssige, FeOn-reiche, hochbasische (CaO/SiO2 = 3,55) und heiße Konverterschlacke 25 mit einer Temperatur von ca. 1620° C, welche vom Konvertergefäß 3 entgegen der Metallfließrichtung über das Wehr 34 in das Ofengefäß 1 zufließt,
- Kalk 14 (ca. 60 % davon als Blasekalk über die Kalkdüsen 35 und ca., 40 % davon als Stückkalk über die Chargieröffhungen 11 im Deckel 4 des Ofengefäßes 1, Blasekalk Stückkalk- Verhältnis ist beliebig veränderbar),
- Blasekohle (Feinkohle) 13 über eine Manipulatorlanze 32 oder 33 sowie über die Kohle- Unterbaddüsen 33 im Ofengefäß 1,
- Erdgas 29 und Gassauerstoff 27 über drei Brenner 32a des Ofengefäßes 1,
- N2 30 und Erdgas 29 über die Inertgas-Bodendüsen 33 des Ofengefäßes 1,
- Gassauerstoff 27 über die Manipulatorlanzen 32 und/oder 23 des Ofengefäßes 1,
- Gassauerstoff 27 über die Nachverbrennungslanzen 35 im Deckel 4 des Ofengefäßes 1,
- Konverterabgas 19 inkl. Staub im Konverterabgas, welche vom Konvertergefäß 3 unmittelbar in das Ofengefäß 1 einströmen,
- Falschluft (nicht in Fig. 1 dargestellt), welche vor allem durch die Schlackentür 22, aber auch über die Elektrodenspalten im Deckel 4 von der Außenumgebung infolge des Unterdruckes im Ofengefäß 1 in das Ofengefäß 1 angesaugt wird,
- Blaseluft 28 als Fördergas über die Lanzen/Düsen 35, 32, 23 und 33 und ca. 53,2 MW kontinuierlicher elektrischer Energieeintrag über die Elektroden 16 zur Deckung des Wärmebedarfes im Ofengefäß 1 , welcher Eintrag im vorliegenden Fall bei der Gesamtanlagenproduktivität von ca. 4,94 t Rohstahl min (ca. 296 t Rohstahl/Betriebsstunde) einem Elektroenergieverbrauch von ca. 179,6 kWh t Rohstahl entspricht.
Die Produkte des Ofengefäßes 1 werden ebenfalls kontinuierlich und semistationär abgeführt, u.zw.:
- ca. 4,67 t/min C-reiche, Si-arme Vorschmelze 24 mit oben angeführten Eigenschaften über das Wehr 34 in Richtung zum Konvertergefäß 3,
- ca. 428 kg min Schlacke 25 mit den folgenden Eigenschaften ca. 12,4 % FeO„ 0,87 % P,05 ca. 5,0 % Femet 0,16 % S 42,1 % CaO Basizität (CaO/SiO,) = 2,0
7.3 % MgO Temperatur - 1550° C,
4.4 % MnO 21,0 % SiO,
6,8 % A1,03
welche über den Dekantierteil 2 durch die Schlackentür 22 kontinuierlich die Anlage verläßt, ca. 452 Nm3/min Abgas 19 und ca. 79,8 kg/min Staub im Abgas mit den folgenden
Eigenschaften
Abgas CGasphase) Abgas fStaub) 40,7 vol.% CO 79,7 % FeOn 25,5 vol.% CO, 9.4 % CaO l,4 vol.% H, 3.5 % SiO,
3.6 vol.% H,0 1,4 % C 26,5 vol. % N2 2,0 % ZnO
1.7 vol. % 0, Rest = MgO+MnO+Al203+SnO,+P,05 Rest = Ar+SO,+F2
Gesamt-Nachverbrennungsgrad 40,9 %
Temperatur - 1570° C, welche vom Ofengefäß 1 in den Schrottvorwärmschacht 5 gelangen. Nach dem Überlauf über das Wehr 34 gelangt die C-reiche, Si-arme Vorschmelze 24 kontinuierlich und mit einer Geschwindigkeit von durchschnittlich 4,67 t/min in das Konvertergefäß 3 und vermischt sich bei sehr intensiver Badbewegung mit der im Konvertergefäß 3 stets vorhandenen Rohstahlschmelze 24 mit durchgehend innerhalb enger Toleranzen geregelten Eigenschaften:
- Menge von ca. 90 t,
- Metallbadniveau im Konvertergefäß 3 ca. 0,5 m unterhalb des Niveaus vom Wehr 34,
- Zusammensetzung (insbesondere C-Gehalt) und Temperatur gleich den erwünschten Rohstahlabstichwerten, im vorliegenden Fall wie folgt:
C = 0,05 % T = 1620° C
Oberhalb der Rohstahlschmelze 24 sammelt sich im Konvertergefäß 3 die flüssige Konverterschlacke 25 an, deren Oberfläche bei einer Schlackenschichthöhe im Konvertergefäß 3 von ca. 1,8 - 2,0 m bis zu 0,5 - 1,0 m höher als jene im Ofengefäß 1 liegt und infolgedessen getrieben durch die Schwerkraft und Impulse von der Badbewegung im Konvertergefäß 3 kontinuierlich über das Wehr 34 in das Ofengefäß 1 überläuft.
Im vorliegenden Fall gilt für die kontinuierliche Technologieführung im Konvertergefäß 3 die gleiche Aufgabenstellung wie für das Ausführungsbeispiel 1.
Der Frischprozeß erfolgt im Konvertergefäß 3 bei sehr intensiver Baddurchmischung quasistationär unter kontinuierlicher Zufuhr der folgenden Stoffe, Medien und Energien bzw. unter den folgenden Prozeßbedingungen:
- ca. 4,67 t/min C-reiche, Si-arme Vorschmelze 24 mit obengenannten Eigenschaften aus dem Ofengefäß 1 ,
- ca. 0,47 t/min Eisenschwamm-Pellets 12 als Kühlmittel durch die Chargieröffhungen 39 des Konverterdeckels 37, wobei die Eigenschaften der Eisenschwamm-Pellets 12 in Tabelle II angegeben sind,
- Stückkalk 14, Quarzit und Stückkohle 13 ebenfalls durch die Chargieröffhungen 39 des Konverterdeckels 37,
- Gassauerstoff 27 über die wassergekühlte Konverterlanze 35',
- Gassauerstoff 27 über die Nachverbrennungslanzen 35 und
- Stickstoff 30 und Erdgas 29 über die Bodenspüldüsen 36 des Konvertergefäßes 3. Die Produkte des Konvertergefäßes 3 werden ebenfalls kontinuierlich und semistationär abgeführt, u.zw.
- ca. 4,94 t min (= ca. 296 t/h) Rohstahl 24 mit den Eigenschaften 0,05 % C ca. 620 ppm 0 gelöst 0,08 % Mn ca. 30 ppm N Spuren Si < 1,5 ppm H 0,022 % S 0,0038 % P T = 1620° C 0,08 % Cn über die Abstichöffhung 41 des Konvertergefäßes 3,
- flüssige, FeOn-reiche, hochbasische Konverterschlacke 25 mit den Eigenschaften ca. 25,0 % FeOn 0,28 % P2O5 ca. 5,0 % Femet 0,145 % S
41,9 % CaO
8,4 % MgO Basizität (CaO/SiO,) = 3,55 2,6 % MnO Temperatur - 1620° C 11,8 % SiO, 4,8 % Al,O3 über das Wehr 34 in Richtung zum Ofengefäß 1 und
- Konverterabgas 19 inkl. Staub des Konverterabgases mit den folgenden Eigenschaften
Abgas (Gasphase) Abgas (Staubl 84,8 vol.% CO 93,l % FeOn 9,4 vol.% CO, 3,5 % CaO 2,3 vol.% H, 0,7 % SiO, 1,1 vol.% H,0 0,7 % C 0,5 vol.% N, 0,3 % ZnO l,3 vol.% O, Rest = MgO+MnO+Al,03+Sn02+P,05 Rest = Ar+SO,+F, Gesamt-Nachverbrennungsgrad 10,8 % Temperatur - 1620° C, welche vom Konvertergefäß 3 unmittelbar in das Ofengefäß 1 gelangen.
Wichtige Prozeßgrößen für den Prozeßablauf im Ofengefäß 1 und im Konvertergefäß 3 sind in der folgenden Tabelle angegeben:
Ausführungsbeispiel 3
Der Einsatz-Mix besteht aus
50 % Eisenschwamm-Pellets und 50 % flüssigem Roheisen
Werte für den vorgewärmten Schrott
(t Met.Produkt/t Met.Einsatz)x!00 mit den in Tabelle II angegebenen Eigenschaften. Zur Durchfiihrung des Verfahrens dient in diesem Fall die Anlagenvariante gemäß den Fig. 3 und 4. Da im Einsatz-Mix kein Schrott enthalten ist, wird weder ein Aufheizteil 9, noch ein Vorwärmschacht benötigt. Der grundsätzliche Verfahrensablauf ist jenem des Ausführungsbeispieles 2 sehr ähnlich, Unterschiede bezüglich Anlagenkonfiguration und Technologieprüfung betreffen vor allem das Ofengefäß 1, sofern im vorliegenden Fall
• der Schrottvorwärmschacht 5 mit einem üblichen wassergekühlten Ofenkrümmer als Verbindungsstück zwischen Ofengefäß 1 und einer, nicht in Fig. 3 angegebenen Heißgasleitung ersetzt wird, wie es heutzutage für jeden konventionellen Elektro- Lichtbogenofen üblich ist,
• die fünf Erdgas/Sauerstoff-Brenner 32a im Ofengefäß 1 nicht als Brenner betrieben werden und entweder mit Freihalteluft vor Beschädigungen bis zum nächsten Einsatzbedarf geschützt werden oder gelegentlich (allerdings nicht im vorliegenden Fall) als zusätzliche Nachverbrennungsdüsen 32a zu den im Deckel 4 des Ofengefäßes 1 bestehenden Nachverbrennungslanzen 35 verwendet werden, und
• sofern bei dieser Anlagen- und Verfahrensvariante bezüglich Abgascharakteristika (Temperatur, Nachverbrennungsgrad, Staubgehalt etc.) kein wesentlicher Unterschied zum konventionellen Elektro-Lichtbogenofen besteht, d.h., daß die physikalische und chemische Wärme der Abgase 19 vom Ofengefäß 1 weitgehend ungenützt bleibt und der Staubgehalt im Abgas 19 mit jenem des konventionellen Elektro-Lichtbogenofens ver *cgleichbar ist.
Im vorliegenden Fall werden ca. 24 % der im Einsatz-Mix enthaltenen Eisenschwamm-Pellets 12, d.h. ca. 12 % vom gesamten Einsatz-Mix, als Kühlmittel kontinuierlich in das Konvertergefäß 3 eingesetzt. Die Restmenge (Hauptmenge) der Einsatz-Mix-Komponenten wird ebenfalls kontinuierlich in das Ofengefäß 1 chargiert, nämlich
- das flüssige Roheisen 20 über die Roheisenrinne 21 und
- ca. 76 % der im Einsatz-Mix enthaltenen Eisenschwamm-Pellets 12 über die Chargieröffhungen 11.
Die unter Zuführung von elektrischer Energie im Ofengefäß 1 entstehende Metallschmelze 24 wird zugleich zu einer Si-armen und C-reichen Schmelze aufgekohlt (hier sehr beschränkte Kohlezufuhr) und teilweise gefrischt, so daß diese vor dem Überlauf in das Konvertergefäß 3 über das Wehr 34 folgende Eigenschaften besitzt:
1,98 % C ca. 1550° C
0, 10 % Mn Liquidustemperatur ca. 1394° C < 0,05 % Si 0,023 % S 0,009 % P
Die Metallschmelze 24 im Ofengefäß 1 besitzt in etwa die oben genannten Eigenschaften über die gesamte Prozeßdauer.
Der Schmelz- und Frischprozeß im Ofengefäß 1 läuft kontinuierlich ab und erfolgt bei sehr intensiver Baddurchmischung quasistationär unter kontinuierlicher Zufuhr der folgenden Stoffe, Medien und Energien bzw. unter den folgenden Prozeßbedingungen:
- ca. 2,56 t/min flüssiges Roheisen 20 mit Eigenschaften gemäß Tabelle II über die Roheisenrinne 21,
- ca. 1,94 t/min Eisenschwamm-Pellets 12 mit Eigenschaften gemäß Tabelle II über die Chargieröffhungen 11,
- flüssige, FeOn -reiche, hochbasische (CaO/SiO, = 3,53) und heiße Konverterschlacke 25 mit einer Temperatur von ca. 1620° C, welche vom Konvertergefäß 3 entgegen der Metallfließrichtung über das Wehr 34 in das Ofengefäß 1 fließt,
- Kalk 14 und Dolomit 14 (ca. 60 % davon als Blasekalk bzw. Blasedolomit über die Kalkdüsen 35 und ca. 40 % davon als Stückkalk bzw. Stückdolomit 14 über die Chargieröffhungen 11 im Deckel 4 des Ofengefäßes 1, das Verhältnis Blasematerial/Stückmaterial ist beliebig veränderbar),
- Blasekohle (Feinkohle) 13 über eine oder mehrere der Manipulatorlanzen 32, 33 und/oder der Kohle-Unterbaddüsen 33 des Ofengefäßes 1,
- Stickstoff 30 und Erdgas 29 über die Inertgas-Bodendüsen 33 des Ofengefäßes 1,
- Gassauerstoff 27 über die Manipulatorlanzen 32 und 23 des Ofengefäßes 1,
- Gassauerstoff 27 über die Nachverbrennungslanzen 35 im Deckel 4 des Ofengefäßes 1,
- Konverterabgas 19 inkl. Staub im Konverterabgas, welche vom Konvertergefäß 3 unmittelbar in das Ofengefäß 1 einströmen,
- Falschluft (nicht in Fig. 3 dargestellt), welche vor allem durch die Schlackentür 22 aber auch über die Elektrodenspalten im Deckel 4 von der Außenumgebung infolge des Unterdruckes im Ofengefäß 1 in das Ofengefäß 1 angesaugt wird,
- Blaseluft 28 als Fördergas über die Lanzen/Düsen 35, 32, 23 und 33,
- ca. 53,2 MW kontinuierlicher elektrischer Energieeintrag über die Elektroden 16 zur Deckung des Wärmebedarfes im Ofengefäß 1, welcher Eintrag im vorliegenden Fall bei der Gesamtanlagenproduktivität von ca. 4,67 t Rohstahl/min (ca. 280 t Rohstahl/Betriebsstunde) einem Elektroenergieverbrauch von ca.190,0 kWh t Rohstahl entspricht. Die Produkte des Ofengefäßes 1 werden ebenfalls kontinuierlich und semistationär abgeführt, u.zw.:
- ca. 4,27 t/min C-reiche, Si-arme Vorschmelze 24 mit oben genannten Eigenschaften über das Wehr 34 in das Konvertergefäß 3,
- ca. 415 kg/min Schlacke 25 mit den folgenden Eigenschaften ca. 12,0 % FeOn 1,13 % P205 ca. 5,0 % Femct 0,15 % S
43,1 % CaO Basizität (CaO/SiO2) = 2,0
7,2 % MgO Temperatur - 1550° C,
3,1 % MnO 21,5 % SiO, 6,7 % Al,O3 welche über den Dekantierteil 2 durch die Schlackentür 22 kontinuierlich die Anlage verläßt und
- ca. 500 Nm3/min Abgas 19 und ca. 74,7 kg/min Staub im Abgas mit den folgenden Eigenschaften
Abgas (Gasphase) Abgas (Staub*)
50,9 vol.% CO 82,2 % FeOn
21,8 vol.% CO, 10,0 % CaO l,0 vol.% H, 3,7 % SiO, l,6 vol.% H2O 0,7 % C
22,8 vol.% N, Rest = MgO+MnO+Al,O3+P,O5 l,5 vol.% O, Rest = Ar+SO,+F2 Gesamt-Nachverbrennungsgrad 31 ,2 % Temperatur - 1545° C, welche vom Ofengefäß 1 über den Ofenkrümmer in die Heißgasleitung einer Abgasbehandlungsanlage gelangen.
Nach dem Überlauf über das Wehr 34 gelangt die C-reiche, Si-arme Vorschmelze 24 kontinuierlich mit einer Geschwindigkeit von durchschnittlich 4,27 t/min in das Konvertergefäß 3 und vermischt sich bei sehr intensiver Badbewegung mit der im Konvertergefäß 3 stets vorhandenen Rohstahlschmelze 24 mit durchgehend innerhalb enger Toleranzen geregelten Eigenschaften:
- Menge von ca. 90 t,
- Metallbadniveau im Konvertergefäß 3 ca. 0,5 m unterhalb des Niveaus des Wehrs 34, - Zusammensetzung (insbesondere C-Gehalt) und Temperatur gleich den erwünschten Rohstahlabstichwerten, im vorliegenden Fall wie folgt:
C = 0,05 % T = 1620° C
Oberhalb der Rohstahlschmelze 24 sammelt sich im Konvertergefäß 3 die flüssige Konverterschlacke 25 an, deren Oberfläche bei einer Schlackenschichthöhe im Konvertergefäß 3 von ca. 1,8 - 2,0 m bis zu 0,5 - 1,0 m höher als jene im Ofengefäß 1 liegt und infolgedessen, getrieben durch die Schwerkraft und Impulse von der Badbewegung im Konvertergefäß 3, kontinuierlich über das Wehr 34 in das Ofengefäß 1 überläuft.
Auch im vorliegenden Fall gilt für die kontinuierliche Technologieführung im Konvertergefäß 3 die gleiche Aufgabenstellung wie für die Ausführungsbeispiele 1 und 2.
Der Frischprozeß erfolgt im Konvertergefäß 3 bei sehr intensiver Baddurchmischung quasistationär unter kontinuierlicher Zufuhr der folgenden Stoffe, Medien und Energien bzw. unter den folgenden Prozeßbedingungen:
- ca. 4,27 t/min C-reiche, Si-arme Vorschmelze 24 mit den oben genannten Eigenschaften aus dem Ofengefäß 1 ,
- ca. 0,62 t/min Eisenschwamm-Pellets 12 als Kühlmittel durch die Chargieröffhungen 39 des Konverterdeckels 37, wobei die Eigenschaften der Eisenschwamm-Pellets 12 in Tabelle II angegeben sind,
- Stückkalk 14 und Stückkohle 13 ebenfalls durch die Chargieröffhungen 39 des Konverterdeckels 37,
- Gassauerstoff 27 über die wassergekühlte Konverterlanze 35,
- Gassauerstoff 27 über die Nachverbrennungslanzen 35,
- Stickstoff 30 und ca. Erdgas 29 über die Bodenspüldüsen 36 des Konvertergefäßes 3,
Die Produkte des Konvertergefäßes 3 werden ebenfalls kontinuierlich und semistationär abgeführt, u.zw.:
ca. 4,67 t min (= ca. 280 t/h) Rohstahl 24 mit den Eigenschaften 0,05 % C ca. 620 ppm O gelöst
0,05 % Mn ca. 30 ppm N
Spuren Si < 1 ,5 ppm H
0,021 % S T = 1620° C 0,0038 % 0 über die Abstichöffhung 41 des Konvertergefäßes 3, - flüssige, FeOn-reiche, hochbasische Konverterschlacke 25 mit den Eigenschaften ca. 25,0 % FeOn 0,30 % P2Os ca. 5,0 % Femcl 0,13 % S 42,4 % CaO Basizität (CaO/SiO,) = 3,53 7,8 % MgO Temperatur - 1620° C 1.7 % MnO 12,0 % SiO, 5,6 % Al2O3 über das Wehr 34 in Richtung zum Ofengefäß 1 und Konverterabgas 19 inkl. Staub im Konverterabgas mit den folgenden Eigenschaften
Abgas (Gasphasel Abgas (Staub 79,6 vol.% CO 92,8 % FeOn 14,1 vol.% CO, 4,1 % CaO 2,1 vol.% H, 0,9 % SiO, l,6 vol.% H,0 1,0 % C 0,4 vol.% N2 Rest = MgO+MnO+AUOj+PjOj l,6 vol.% O2 Rest = Ar+SO,+F2 Gesamt-Nachverbrennungsgrad 16,1 % Temperatur - 1635° C, welche vom Konvertergefäß 3 unmittelbar in das Ofengefäß 1 gelangen.
Wichtige Prozeßgrößen für den Prozeßablauf im Ofengefäß 1 und im Konvertergefäß 3 sind in der folgenden Tabelle angegeben:
Wichtige Prozeßparameter und die erreichbare Produktivität für die oben angeführten Ausführungsbeispiele sind in Tabelle V ersichtlich, während Tabelle VI eine Zusammenfassung der Verbrauchszahlen für die Erzeugung von 1 t Rohstahl unter Anwendung der erfindungsgemäßen Verfahrens- und Anlagenvarianten enthält.
Werte für flüssiges Roheisen
(t Met.Produkt/t Met.Einsatz)xl00 Tabelle V Prozeßparameter und Produktivität für die Ausführungsbeispiele 1 bis 3
Tabelle VI Verbrauchszahlen für die Ausführungsbeispiele 1 bis 3:
Außer für die Rohstahlerzeugung kann das beschriebene Anlagenkonzept, u.zw. in der Variante ohne Vorwärmschacht 5 und ohne Aufheizteil 9, auch für die Vorbehandlung von Metallschmelzen mit oder ohne Eisen eingesetzt werden, wobei in Spezialfällen auch der Betrieb mit Unterdruck (z.B. bis 0,1 bar Restdruck im Gesamtgefäß) denkbar wäre.
Ausführungsbeispiel 4:
Vorbehandlung von flüssigem Roheisen, u.zw. Entsilizierung , Entphosphorung und
Entschwefelung, welche erfindungsgemäß folgenderweise abläuft:
• kontinuierliche Zuführung von flüssigem Roheisen (z.B. direkt von der Roheisenrinne eines Hochofens oder einer Schmelzreduktionsanlage oder aus einem Zwischenbehälter) mit den Eigenschaften
T = 1440° C (Hochofen) 4,3 % C
0,6 % Si 0,5 % Mn 0,100 % P 0,040 % S
• kontinuierliches Vorfrischen und bei Bedarf Aufheizen mit elektrischer Energie im Ofengefäß 1 unter Erzeugung eines Si-armen Zwischenproduktes mit den Eigenschaften
4,0 - 4,1 % C T 1300 - 1400° C
< 0,10 % Si (je nach Bedarf beliebig einstellbar)
0,4 - 0,5 % Mn 0,060 - 0,080 % P 0,030 - 0,035 % S
kontinuierliches Fertigfrischen des Si-armen Zwischenproduktes im Konvertergefäß 3 und bei Bedarf Aufheizen (durch teilweise Entkohlung) zu vorbehandeltem Roheisen mit den Eigenschaften
3,5 - 4,0 % C T = 1350 - 1400° C
< 0,05 % Si 0,3 - 0,4 % Mn
< 0,020 % P
< 0,025 % S Dieses so vorbehandelte Roheisen wird vom Konvertergefäß 3 kontinuierlich (z.B. in einen nachgeschalteten Zwischenbehälter) oder diskontinuierlich in einen Zwischenbehälter oder in Roheisenpfannen) abgestochen und später entweder in einem Konverter oder in einem Elektro-Lichtbogenofen eingesetzt oder an einer Gießmaschine zu Roheisenmasseln vergossen. • Während des Prozeßablaufes werden sowohl in das Ofengefäß 1 als auch in das Konvertergefäß 3
- Sauerstoff in Form von Gassauerstoff (Lanzen, Düsen) und/oder Oxidsauerstoff in Form von Fe-Erz, Mn-Erz, Zunder, getrockneter FeOn-reicher Schlamm etc. über Lanzen, Düsen oder über Chargierrutschen und
- Schlackenbildner (Kalk, Flußspat etc.), bevorzugt in Stückform und gegebenenfalls
- Kohlenstoffträger (Kohle, Koks etc.) sowie
- Inertgas (N2) als Bodenspülung kontinuierlich zugeführt, so daß die zur Erzielung der gewünschten Ergebnisse nötigen Prozeßparameter, wie Temperaturführung, Schlackenführung (Basizität ca. 3,0 - 3,5 im Konvertergefäß 3 ca. 1,8 - 2 im Ofengefäß 1), Baddurchmischung und Mengenverhältnisse Metall/Schlacke im Konverter- und im Ofengefäß eingestellt werden können.
Da der Bedarf an elektrischer Energie im oben angeführten Anwendungsbeispiel bei gleicher Temperatur des eingesetzten und des vorbehandelten Roheisens gering ist (5 - 10 kWh/t Roheisen), ist bei einer Anlagenproduktivität von 10 t min flüssigem Roheisen (= 600 t/h) für das Ofengefäß 1 nur ein schwaches Trafo von 20 MVA vorgesehen. Für die meisten praktischen Fälle (Roheisen mit P < 0,200 %) kann auf die Elektroden im Ofengefäß 1 verzichtet werden.
Bei geeigneter Technologieführung kann der oben angeführte Prozeßablauf auch für die Vorbehandlung von Spezialroheisen mit hohem Gehalt von V, Ti, Mn und P effektiv angewendet werden. Das Verfahren bzw. die Anlage ist aber auch für die Herstellung von flüssigem Roheisen mit sehr geringem Gehalt an Begleitelementen (Si, Mn, P und S zugleich), d.h. für die Erzeugung einer Roheisenschmelze vom Typ „SORELMETAL" aus konventionellem Roheisen sehr gut geeignet.
Ausführungsbeispiel 5
Die Erläuterung der Verfahrens- und Anlagenanwendung erfolgt weiters anhand eines Beispieles zur Erzeugung einer Cr- und Ni-reichen Vorschmelze für die Produktion von rostfreiem Stahl durch anschließende VOD-Behandlung. Der erfindungsgemäße Prozeßablauf ist wie folgt: Die festen Einsatzstoffe 7, bestehend aus
• unlegiertem und/oder legiertem Stahlschrott
• FeCrHc, FeMo
• Ni-Metall und oder FeNi
• Erz, z.B. Chrom-, Nickel-, Mangan-, Molybdän- etc. -Erze werden in einer Anlage gemäß den Fig. 1 und 2 mit dem Förderband 8 über den Aufheizteil 9 in den Vorwärmschacht 5 bzw. in das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß 1 kontinuierlich eingebracht und dabei vorgewärmt. Bei Verwendung von flüssigen Einsatzstoffen 20, wie z.B.
• Roheisen, bevorzugt vorentphosphortes Roheisen (% P < 0,025), und/oder
• flüssiges FeCrHC (aus einem Elektro-Lichtbogenofen oder einem Induktionsofen) werden diese über die Einfüllrinne 21 in das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß 1 kontinuierlich zugeführt.
Der Schmelzprozeß im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß 1 erfolgt kontinuierlich bei intensiver Baddurchmischung unter den folgenden Bedingungen:
• Kontinuierliche Zufuhr von gasförmigem Sauerstoff 27 und Inertgas 30 (N,Ar) über Düsen 33, wobei das O,/NJ Ar-Verhältnis beliebig einstellbar ist,
• kontinuierliche Zufuhr von Gassauerstoff 27 über Lanzen 23, 32, und
• kontinuierliche Zugabe von Schlackenbildnem 14, wie gebrannter Kalk, gebrannter Dolomit, Flußspat etc. - stückig über die Chargieröffhungen 11 und/oder feinkörnig über die Düsen 33 und/oder Lanzen 23, 32.
Ziel der Prozeßführung im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß 1 ist die quasi-stationäre Einstellung bestimmter Prozeßparameter, welche bei der Erzeugung einer Vorschmelze für austenitische Stahlgüte 304 wie folgt sind:
• Die Metallschmelze 24 besitzt stets ca. konstant bleibende Eigenschaften innerhalb der Toleranzen
1,5-2,0 % C (je nach Einsatz-Mix) T = 1620-1630° C
< 0,2 % Si
< 0,5 % Mn 17,0-18,5 % Cr ca. 6,5 % Ni • Flüssige Schlacke 25 stets mit ca. konstant bleibender Zusammensetzung, z.B. als Richtanalyse
48 % CaO Rest = MnO, A1,03 etc.
31 % SiO, (je nach Einsatz-Mix)
< 5 % MgO
< 4 % Cr,O3
< 2 % FeOn
welche über den Dekantierteil 2 durch die Schlackentür 22 kontinuierlich die Anlage verläßt.
Während des Betriebes läuft die Metallschmelze 24 mit den oben angeführten Eigenschaften kontinuierlich vom Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß 1 über das Wehr 34 in das Konvertergefäß 3 und vermischt sich bei sehr intensiver Badbewegung mit der im Konvertergefäß 3 stets vorhandenen Rohstahlschmelze 24, welche im vorliegenden Fall eine Vorschmelze für nächste VOD-Behandlung darstellt und im Konvertergefäß 3 stets auf die zum Abstich erwünschte Zusammensetzung und Temperatur ca. 0,25 % C ca. 1700-1710° C gehalten wird.
Der Frischablauf (hauptsächlich Entkohlung) erfolgt im Konvertergefäß 3 unter folgenden Prozeßbedingungen:
• Kontinuierliche Zufuhr von Gassauerstoff 27 und Inertgas 30 (N2Ar) über Düsen 36, wobei das O,/N,/ Ar- Verhältnis beliebig einstellbar ist; im vorliegenden Fall wird die Top- Lanze 35' nicht verwendet, die bevorzugte Entkohlungsrate beträgt 0,03-0,05 % C/min,
• Temperatur des Metallbades 24 von 1700-1710° C,
• kontinuierliche Zufuhr von Einsatz-Mix-Komponenten als Kühl- und Legierungsmittel 12 - Ni und/oder FeNi, Si-armes FeCrHC und oder FeMnHC etc.
• kontinuierliche Zufuhr von Schlackenbildnern 14, wie gebrannter Kalk, gebrannter Dolomit, Flußspat etc. - bevorzugt stückig über die Chargieröffhungen 39, gegebenenfalls auch feinkörnig über die Düsen 36, • Bildung Ansammlung einer nahezu festen Schlacke 25 mit ca. konstant bleibender Zusammensetzung, z.B. als Richtanalyse ca. 30 % CaO 2-5 % Al2O3 < 5 % CaF,
< 15 % SiO, < 5 % FeOn
13-17 % Cr,O3 ca. 10 % Femet
5-8 % MgO < 4 % Crmet
Das Metallprodukt 24 - eine Vorschmelze mit oben angeführten Eigenschaften für anschließende VOD-Behandlung - wird vom Konvertergefäß 3 über die Metall- Absticheinrichtung 41 abgestochen. Der Metallabstich kann kontinuierlich oder diskontinuierlich ohne Unterbrechung des Prozeßablaufes im Elektro-Lichtbogen-ofengefäß 1 erfolgen.
Die im Konvertergefäß 3 und im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß 1 entstehenden Abgase 19 werden einheitlich über den Vorwärmschacht 5 und das Aufheizteil 9 abgezogen und zugleich zur Vorwärmung der festen Einsatzstoffe 7 verwendet. Dabei leistet die Schüttung im Vorwärmschacht 5 eine Vorfilterfunktion bezüglich Staubgehalt im Abgas 19.
Um eine übermäßige Anhäufung der Schlacke 25 im Konvertergefäß 3 zu vermeiden bzw. eine dadurch verursachte Verbärung zu verhindern, wird nach ca. 3 Betriebsstunden ein sogenannter „Auswaschvorgang" durchgeführt, indem z.B. etwas höhere Mengen an FeSi, Kalk und Flußspat in das Konvertergefäß 3 zugeführt werden. Dieser Vorgang ermöglicht eine Verflüssigung der Schlacke 25 im Konvertergefäß 3 und zugleich eine Reduktion des Cr,03-Gehaltes, so daß die Schlacke 25 ohne Schwierigkeiten in Gegenstrombewegung zum Metall 24 über das Wehr 34 in das benachbarte Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß 1 gelangen kann, und zwar ohne hohe Cr-Verluste zu verursachen, bevor sie sich dann mit dem im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß 1 gebildeten Schlackenanteil vermischt. Der sogenannte Waschvorgang ist sowohl bei Betrieb der Anlage mit kontinuierlichem als auch bei Betrieb mit diskontinuierlichem Abstich des Metalls 24 vom Konvertergefäß 3 ohne besonderen Aufwand und wesentliche Produktivitätsdrosselung durchführbar.
Das erfindungsgemäße Verfahren ist auch zur Erzeugung von Rostfreigüten mit niedrigem C- Gehalt (< 0,05 %) anwendbar, d.h. ohne VOD-Anlage. In diesem Fall erfolgt die Desoxidation und die Entschwefelung des Stahls ähnlich wie bei der C-Stahlerzeugung während des Abstiches vom Konvertergefäß 3 und der anschließenden sekundärmetallurgischen Behandlung (z.B. in einem Pfannenofen oder an einem Spülstand). Wesentliche Vorteile des erfindungsgemäßen Verfahrens im Vergleich zu bekannten, diskontinuierlichen Rostfreierzeugungsverfahren sind:
- wesentlich höhere Verfahrens- und Anlagenproduktivität
- Sicherung einer optimierten Schlackenführung und einer hohen Entkohlungseffizienz Einsparung von Reduktionssilizium, Schlackenbildnern und Energiequellen - (C-Träger und/oder elektrischer Energie)
Senkung des Stromverbrauches

Claims

Patentansprüche:
1. Anlage zum Herstellen von Metallschmelzen, insbesondere Eisenschmelzen, wie Stahlschmelzen oder Rohstahlschmelzen, mit
• einem Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1), das mit mindestens einer Chargieröffnung (11, 21) für eine Metallschmelze und/oder Schrott und/oder direktreduziertes Metall, insbesondere direktreduziertes Eisen und/oder Erz und mindestens einer Elektrode (16) sowie mindestens einer Schlacken-Absticheinrichtung (22) versehen ist,
• einem Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3), das mit mindestens einer Metall- Absticheinrichtung (41) versehen ist, wobei
• das Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) mit dem Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) eine durch ein Überlaufwehr (34) verbundene Einheit bildet,
• die spezifisch auf das Badvolumen bezogene Badoberfläche im Sauerstoffblas- Konvertergefäß (3) kleiner ist als im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) und
• das Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) mit dem Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) einen über dem Badspiegel dieser Gefäße liegenden gemeinsamen Reaktionsraum aufweist.
2. Anlage nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß die Einheit aus Sauerstoffblas- Konvertergefäß (3) und Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) am Fundament starr gelagert ist.
3. Anlage nach Anspruch 1 oder 2, dadurch gekennzeichnet, daß das Metallbadniveau des Sauerstoffblas-Konvertergefäßes (3) unterhalb des Metallbadniveaus des Elektro- Lichtbogen-Ofengefäßes (1) liegt.
4. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 3, dadurch gekennzeichnet, daß der Boden des Sauerstoffblas-Konvertergefäßes (3) auf einem tieferen Niveau angeordnet ist als der Boden (18) des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes (1).
5. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 4, dadurch gekennzeichnet, daß das Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) mit mindestens einer Blaslanze (35, 35') für Sauerstoff oder ein sauerstoffhältiges Gasgemisch ausgestattet ist.
6. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis.5, dadurch gekennzeichnet, daß das Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) mit Bodendüsen (36) ausgestattet ist, vorzugsweise mit Sauerstoffblas-Bodendüsen.
7. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 6, dadurch gekennzeichnet, daß das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) mit mindestens einer Metall-Absticheinrichtung (43) versehen ist.
8. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 7, dadurch gekennzeichnet, daß die Schlacken- Absticheinrichtung (22) an einem mit dem Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) eine Einheit bildenden Dekantiergefäß (2) vorgesehen ist, das (Fig. 3, 6, 8) vorzugsweise dem Überlaufwehr (34) diametral gegenüberliegt.
9. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 8, dadurch gekennzeichnet, daß das Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) und oder das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) mit einer Chargieröffhung (11, 39) zum Chargieren von metallischen Einsatzstoffen, Erz, Zuschlagstoffen, Legierungen, Kohlungsmitteln ausgestattet ist.
10. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 9, dadurch gekennzeichnet, daß das Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) und/oder das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) mit ein sauerstoffhältiges Gas bzw. Sauerstoffzuführenden Nachverbrennungsdüsen und/oder Lanzen (35) ausgestattet ist, vorzugsweise mindestens eine davon in der Nähe des Überganges zwischen den beiden Gefäßen (1, 3).
11. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 10, dadurch gekennzeichnet, daß das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) mit mindestens einem feste Eisenträger (7) zuleitenden Vorwärmschacht (5), der oberhalb des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes (1) und bevorzugt seitlich an diesem oder ringförmig oberhalb des Ofengefäßes (1) angeordnet ist, ausgestattet ist.
12. Anlage nach Anspruch 11, dadurch gekennzeichnet, daß in den Vorwärmschacht (5) mindestens ein vorzugsweise mit einer Einhausung (6) versehenes Förderband (8) mündet (Fig. 1, 5, 7).
13. Anlage nach Anspruch 12, dadurch gekennzeichnet, daß in die Einhausung (6) Aufheizeinrichtungen (10) münden, die als in der Einhausung eingebaute Nachverbrennungseinrichtungen (10) und/oder Brenner mit ein sauerstoffhältiges Gas zuführenden Leitungen ausgebildet sind (Fig. 1, 7).
14. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 13, dadurch gekennzeichnet, daß mindestens ein Teil der Innenfläche des Vorwärmschachtes (5) und/oder der Einhausung (6) und/oder des Deckels (4) des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes (1) und/oder des Deckels (37) des Sauerstoffblas-Konvertergefäßes (3) mit feuerfesten Materialien ausgekleidet ist.
15. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 14, dadurch gekennzeichnet, daß das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) mit einer eine Metallschmelze (20), vorzugsweise flüssiges Roheisen zuführenden Einrichtung (21) ausgestattet ist.
16. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 11 bis 15, dadurch gekennzeichnet, daß das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) mit einem Vorwärmschacht (5) ausgestattet ist, der oberhalb des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes (1) angeordnet ist und über eine gasdurchlässige gekühlte Absperreinrichtung (5") in das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) mündet (Fig. 9, 10).
17. Anlage nach Anspruch 16, dadurch gekennzeichnet, daß der Vorwärmschacht (5) zentral oberhalb des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes (1) angeordnet ist und der Deckel (4) des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes (1) ringförmig, den Vorwärmschacht (5) umgebend und diesen mit Seitenwänden des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes (1) verbindend, ausgestaltet ist, wobei Elektroden (16), vorzugsweise Graphitelektroden, schräg durch den Deckel (4) in das Innere des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes (1) ragen (Fig. 9, 10).
18. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 17, dadurch gekennzeichnet, daß in den Innenraum des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes (1) mündende Düsen (33) und/oder Lanzen (32) und oder Brenner (32a) vorgesehen sind, die entweder an eine Eisenträger-Zufuhreinrichtung und/oder eine Erzzufuhreinrichtung und/oder eine Kohle- bzw. Kohlenstoffträger-Zufuhreinrichtung und/oder eine Schlackenbildner-Zuführeinrichtung und oder eine Sauerstoff- bzw. ein sauerstoffhältiges Gas zuführende Zufuhreinrichtung und/oder eine Kohlenwasserstoff-Zuführeinrichtung und oder eine Inertgas-Zufuhreinrichtung angeschlossen sind.
19. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 18, dadurch gekennzeichnet, daß im Sauerstoffblas-Konverter (3) Düsen (36) und/oder Lanzen (35) angeordnet sind, die entweder an eine Eisenträger-Zufuhreinrichtung und/oder eine Erzzufuhreinrichtung und/oder eine Kohle- bzw. Kohlenstoffträger-Zufuhreinrichtung und/oder eine Schlackenbildner- Zufuhreinrichtung und/oder eine Sauerstoff- bzw. ein sauerstoffhältiges Gas zuführende Zufuhreinrichtung und oder eine Kohlenwasserstoff-Zufuhreinrichtung und/oder eine Inertgas-Zufuhreinrichtung angeschlossen sind. 00
20. Anlage nach Anspruch 18 oder 19, dadurch gekennzeichnet, daß die Düsen (33, 36) als Unterbaddüsen und/oder Bodenspülsteine ausgebildet sind bzw. die Lanzen (32, 35) beweglich angeordnet sind, insbesondere verschwenkbar und/oder in ihrer Längsrichtung bewe -3gb1- ar sind.
21. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 20, dadurch gekennzeichnet, daß das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) mit etwa zentral angeordneter (angeordneten), von oben in das Gefäß (1) ragender(n) Elektrode(n) (16) sowie gegebenenfalls mit einer Bodenelektrode (17) versehen ist (Fig. 1).
22. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 11 bis 21, dadurch gekennzeichnet, daß der Vorwärmschacht (5) als vom Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) und von der Einhausung (6) abtrennbare und austauschbare Einheit ausgeführt ist.
23. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 22, dadurch gekennzeichnet, daß der Deckel (4) des Elektro-Lichtbogen-Ofengefäßes (1) und der Deckel (37) des Sauerstoffblas-Konvertergefäßes (3) eine Einheit bilden bzw. als eine Einheit ausgeführt sind.
24. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 23, dadurch gekennzeichnet, daß mindestens eine Kontroll- und oder Reparaturöffhung (50) vorgesehen ist, vorzugsweise oberhalb des Überganges vom Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) zum Sauerstoffblas- Konvertergefäß (3).
25. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 24, dadurch gekennzeichnet, daß das Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) als vom Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) abtrennbare und austauschbare Baueinheit ausgebildet ist.
26. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 25, dadurch gekennzeichnet, daß das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) mit einem in Richtung des Dekantiergefäßes (2) hin abfallenden Boden (18) ausgestattet ist und in einen etwa horizontal liegenden Bodenteil des Dekantiergefäßes (2) übergeht, wobei die tiefste Stelle des Bodens im Dekantiergefäß (2) angeordnet ist und an der tiefsten Stelle des Bodens (18) des Dekantiergefäßes (2) eine Metall-Absticheinrichtung (43) vorgesehen ist.
27. Verfahren zum Herstellen von Metallschmelzen, insbesondere von Stahlschmelzen, wie Rohstahlschmelzen oder legierten Stahlschmelzen oder Edelstahlschmelzen oder Rostfreistahlschmelzen, unter Verwendung einer Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 26, gekennzeichnet durch die Kombination folgender Verfahrensschritte:
• im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) wird eine Vorschmelze hergestellt und auf ein bestimmtes Temperatumiveau und auf eine bestimmte chemische Zusammensetzung gebracht,
• die Vorschmelze strömt über das Überlaufwehr (34) kontinuierlich in das Sauerstoffblas- Konvertergefäß (3),
• die Vorschmelze wird im Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) kontinuierlich gefrischt, vorzugsweise zu Rohstahl und
• die gefrischte Schmelze wird kontinuierlich oder diskontinuierlich aus dem Sauerstoffblas- Konvertergefäß (3) abgeführt,
• die im Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) sich bildende Schlacke strömt im Gegenstrom zum Metall in das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1), aus dem sie abgezogen wird.
28. Verfahren nach Anspruch 27, dadurch gekennzeichnet, daß im Elektro-Lichtbogen- Ofengefäß (1) ein Vorfrischen und im Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) das Fertigfrischen erfolgt.
29. Verfahren nach Anspruch 27 oder 28, dadurch gekennzeichnet, daß im Sauerstoffblas- Konvertergefäß (3) eine chemische Zusammensetzung und eine Temperatur der Metallschmelze in kontinuierlicher Weise eingestellt werden, die der chemischen Zusammensetzung und der Temperatur der Fertigschmelze bzw. des Endproduktes entsprechen, die beim Abstich gewünscht sind.
30. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 27 bis 29, dadurch gekennzeichnet, daß die im Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) gebildeten Abgase über das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) abgeleitet werden, wobei eine CO + H,-Nachverbrennung sowohl im Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) wie auch im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) durchgeführt wird.
31. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 27 bis 30, dadurch gekennzeichnet, daß die im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) entstehenden Abgase und die in das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) vom Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) überströmenden Abgase zur Vorwärmung des in das Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) eingebrachten stückigen Chargiergutes verwendet werden.
32. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 27 bis 31 , dadurch gekennzeichnet, daß die zur Vorwärmung herangezogenen Abgase während des Vorwärmprozesses nachverbrannt werden.
33. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 27 bis 32, dadurch gekennzeichnet, daß im Elektro-Lichtbogen-Ofengefäß (1) und im Sauerstoffblas- Konvertergefäß (3) ein Unterdruck aufrecht erhalten wird.
34. Verfahren zum Herstellen von Roheisenschmelzen unter Verwendung einer Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 26, gekennzeichnet durch die Kombination folgender Verfahrensschritte:
• in das Elektrolichtbogen-Ofengefäß (1) wird Roheisen in flüssiger Form chargiert und auf ein bestimmtes Temperatumiveau gebracht,
• der Si- und P-Gehalt wird im Elektrolichtbogen-Ofengefäß (1) gesenkt,
• das flüssige Roheisen strömt über das Überlaufwehr (34) kontinuierlich in das Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3),
• das flüssige Roheisen wird im Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) kontinuierlich teilgefrischt,
• das teilgefrischte Roheisen wird kontinuierlich oder diskontinuierlich aus dem Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) abgeführt und
• die im Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) sich bildende Schlacke strömt im Gegenstrom zum Metall in das Elektrolichtbogen-Ofengefäß (1), aus dem sie abgezogen wird.
35. Verfahren nach Anspruch 34, dadurch gekennzeichnet, daß das teilgefrischte Roheisen in einem zusätzlich zur Anlage vorgesehenen Konverter oder Elektro-Lichtbogenofen nach herkömmlicher Art fertiggefrischt wird.
36. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 27 bis 35, dadurch gekennzeichnet, daß der metallische Einsatz-Mix aus mindestens einer der folgenden Komponenten
• Schrott (7), wie Stahlschrott, und/oder festes Roheisen bzw. Gußeisen,
• direkt-reduziertem Eisen (12) als Pellets und/oder Briketts und oder Eisenkarbid,
• flüssigem Roheisen (20) gebildet wird.
37. Verfahren nach 36, dadurch gekennzeichnet, daß zur Herstellung von legierten Stahlschmelzen oder Edelstahlschmelzen oder Rostfreistahlschmelzen der metallische Einsatz-Mix mindestens aus legiertem Stahlschrott und flüssigen und/oder festen Legierungsmitteln und oder Ferrolegierungen gebildet wird.
38. Verfahren nach Anspruch 37, dadurch gekennzeichnet, daß die vom Stauerstoffblas- Konvertergefäß (3) abgestochene Stahlschmelze als Vorschmelze in einer nachfolgenden sekundärmetallurgischen Behandlung inkl. Entkohlung, entweder mit oder ohne Unterdruck (Vakuum) weiterbehandelt wird.
39. Verfahren nach Anspruch 37, dadurch gekennzeichnet, daß die vom Sauerstoffblas- Konvertergefäß (3) abgestochene Stahlschmelze als Fertigschmelze in einer nachfolgenden sekundärmetallurgischen Behandlung z.B. an einem Pfannenofen oder Spülstand weiterbehandelt wird.
40. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 27 bis 39, dadurch gekennzeichnet, daß nach bestimmten Prozeßzeiten eine Verflüssigungs- bzw. Reduktionsbehandlung der Schlacke im Sauerstoffblas-Konvertergefäß (3) durchgeführt wird.
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