EP2281071A1 - Verfahren und vorrichtung zur herstellung von roheisen oder flüssigen stahlvorprodukten - Google Patents

Verfahren und vorrichtung zur herstellung von roheisen oder flüssigen stahlvorprodukten

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EP2281071A1
EP2281071A1 EP09757365A EP09757365A EP2281071A1 EP 2281071 A1 EP2281071 A1 EP 2281071A1 EP 09757365 A EP09757365 A EP 09757365A EP 09757365 A EP09757365 A EP 09757365A EP 2281071 A1 EP2281071 A1 EP 2281071A1
Authority
EP
European Patent Office
Prior art keywords
reduction
gas
unit
partially reduced
starting materials
Prior art date
Legal status (The legal status 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 status listed.)
Withdrawn
Application number
EP09757365A
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Christian Boehm
Jan-Friedemann Plaul
Johannes Leopold Schenk
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
Siemens VAI Metals Technologies GmbH Austria
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 Siemens VAI Metals Technologies GmbH Austria filed Critical Siemens VAI Metals Technologies GmbH Austria
Publication of EP2281071A1 publication Critical patent/EP2281071A1/de
Withdrawn legal-status Critical Current

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    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
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    • C21B13/0006—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state
    • C21B13/0013—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state introduction of iron oxide into a bath of molten iron containing a carbon reductant
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    • Y02P10/10—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
    • Y02P10/134—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen

Definitions

  • the invention relates to a process for the production of pig iron or liquid steel precursors in a smelting unit, in particular a melter gasifier, iron ore-containing starting materials, in particular fine ore, and optionally additives are at least partially reduced in at least one reduction unit by means of a reducing gas.
  • the invention further relates to a plant for the production of pig iron or liquid steel precursors according to the inventive method with a melting unit, in particular a melter gasifier, and at least one reduction unit for reducing iron ore feeds and optionally additives by means of a melting unit with supply of carbon carriers, in particular coal, and oxygen-containing Gas formed reducing gas.
  • a melting unit in particular a melter gasifier
  • at least one reduction unit for reducing iron ore feeds and optionally additives by means of a melting unit with supply of carbon carriers, in particular coal, and oxygen-containing Gas formed reducing gas.
  • pig iron or liquid steel precursors can be made in a smelting reduction process.
  • reducing gas which is produced in a melting aggregate with the supply of coal, for the reduction of iron-containing ores.
  • DE 44 21 673 shows that the reduction gas formed in a melter gasifier can be used in a processed form in a blast furnace, so that the export gas can be used and the process efficiency can be increased.
  • the disadvantage here is that the export gas has a too high calorific value for the blast furnace, so that the achieved process efficiency is limited.
  • An object of the present invention is now to further increase the process efficiency, in particular, the amount of coal required per ton of pig iron or liquid steel precursors is lower, so that a smaller amount of carbon dioxide (CO 2 ) is obtained.
  • a first portion of at least partially reduced feedstocks in the melting unit with supply of carbon carriers, in particular coal, and oxygen-containing gas is melted with simultaneous formation of the reducing gas, the reducing gas fed to the reduction unit and withdrawn after passing through this as the top gas, wherein a second Proportion of at least partially reduced feedstock for reducing and melting is fed to a smelting reduction unit.
  • the at least partially reduced feedstocks are also referred to as low-reduced iron (LRI), these intermediates serving as feedstocks for subsequent process steps of pig iron production or the production of liquid steel precursors.
  • the method it is possible to process an at least partially reduced feedstock, the Low Reduced Iron (LRI), also in a smelting aggregate additional smelting unit, wherein in the smelting reduction unit due to the already partially made reduction saves a significant amount of reducing agent and thus the overall balance the production of pig iron or liquid steel precursors in terms of the necessary process materials, especially coal, are reduced.
  • the productivity of the smelting reduction aggregate can be increased simultaneously. Of the total amount of at least partially reduced feedstocks produced, only a first portion will be present in a melter, e.g. a melter gasifier, processed.
  • the amount of the second portion of at least partially reduced feedstocks in Dependent on the desired top gas quantity and / or the export gas quantity and / or the export gas quality is referred to as the top gas.
  • This top gas can be used after appropriate treatment as an energy source, the processed gas can be used as export gas in other processes, such as energy production.
  • the quality of the export gas is defined by the gas analysis, ie the composition of the export gas and the resulting calorific value.
  • the composition of the export gas depends on the amount of LRI which is processed, for example, in a smelting reduction unit.
  • the reason for this is that when re-using a large amount of the top gas in the reduction unit, the proportions of carbon monoxide (CO) and hydrogen (H 2 ) are always lower and the proportion of CO 2 in the export gas increases.
  • the export gas volume decreases as the proportion of H 2 decreases.
  • the higher LRI production consumes more H 2 , which in turn results in more water (H 2 O). This is separated in the Topgas scrubber.
  • the targeted use of the exported as export gas and optionally treated top gas requires a certain supply quantity, so that the quantity of reduced LRI the Topgasmenge varies and so the reduction process can be adapted to the requirements of the further process of processing the top gas.
  • the amount of the second portion of the at least partially reduced starting materials (LRI) is 0 - 1, 2 times the amount of pig iron obtained in the smelting unit.
  • the second portion can therefore be reduced if necessary to zero or so -A-
  • the amount of the second portion of the at least partially reduced starting materials is 10 - 60%, in particular 20 - 40%, based on the iron content of all iron carriers, which are used in the smelting reduction unit.
  • the LRI used in the smelting reduction unit replaces iron-containing feedstocks. Due to the necessity that in a smelting reduction unit also reducing agents or other process auxiliaries must be used, it has been found to be advantageous if up to max. 60% LRI be used.
  • the technically usual percentages refer to the iron content of all iron carriers in the smelting reduction unit.
  • the degree of reduction in the second portion of the at least partially reduced starting materials and / or in the feedstock used in the melting unit to 40 - 95%, in particular 65 - 75%, adjusted.
  • these reduction rates ensure rapid processing of the prereduced intermediate products in the subsequent smelting unit or in the smelting reduction unit, so that the amount of necessary reducing agents in these units can be kept low.
  • the reduction process or the reduction gas quantity or the composition of the reduction gas can be used to adapt the reduction process in the reduction unit, resulting in a more flexible process which can be stably guided over a wide range of parameters.
  • a specific embodiment of the method according to the invention provides that the at least partial reduction of the iron ore-containing starting materials takes place in a series of 2 to 6, in particular 3 or 4, reduction units connected in series, the reducing gas being passed in countercurrent to the iron ore-containing feedstocks to be reduced. Due to the plurality of reduction units arranged one behind the other, it is possible to more accurately control the temperature control in the individual reduction units, wherein the temperature control can be adapted to the particular charge substance or the degree of reduction. In addition, individual units can be operated as preheating units.
  • a possible embodiment of the method according to the invention provides that the reduction of the iron ore-containing starting materials and optionally of the additives takes place in at least two mutually parallel connected series of series-connected reduction units.
  • the amount of reduced feedstocks can be adjusted or increased accordingly, always using the reducing gas generated in the smelting unit. This has the consequence that at least partially reduced iron-ore-containing starting materials can be produced in such an amount that, in addition to the smelting aggregate, a smelting reduction aggregate can also be supplied.
  • the at least partially reduced starting material is supplied to a compaction, in particular a hot compacting, such as, for example, a hot briquetting.
  • a compaction in particular a hot compacting, such as, for example, a hot briquetting.
  • the compaction reduces the porosity and specific surface area of the reduced feedstocks and largely eliminates the fines.
  • the oxidation during the further processing processing (transport and storage) and at the same time also improves the flow behavior of the compacted substances.
  • Conventional compaction takes place with hot material, so that it can not be cooled in the reduction unit after processing but processed directly.
  • the energy balance is improved and immediate processing in the compaction or subsequently in the smelting unit or in the smelting reduction unit can take place.
  • the hot briquetting has been found to be advantageous.
  • the second portion of the at least partially reduced starting materials is used as iron carrier in the smelting reduction unit.
  • Sinter has the disadvantage that it must first be produced on the basis of sinterable iron ores in a complex process, which leads to very considerable accumulation of problematic gas and dust emissions.
  • LRI second portion of the sinter can be replaced.
  • due to the reduction already made it is also possible to considerably reduce the amount of carbon carriers, in particular coke, required in the smelting reduction unit, so that a substantial cost advantage can be achieved.
  • the at least partially reduced feedstocks can be introduced in the hot state into the smelting unit and / or into the smelting reduction unit, optionally with admixture of cold, partially reduced feedstocks.
  • the hot charging on the one hand, energy can be saved and, on the other hand, by adding cold, partially reduced feedstocks, its temperature can be adapted during charging or during the further processing.
  • a special embodiment of the method according to the invention provides that the at least partially reduced starting materials are hot-compacted and cooled to avoid oxidation processes, in particular by quenching in a water bath become.
  • the at least partially reduced feedstocks are not intended to be processed further, it may be necessary to cool the feedstocks in order to avoid oxidation processes, so that they can also be stored without a protective gas atmosphere.
  • a quench in a water bath has proven to be a cost effective option.
  • the reduction of the starting materials takes place in a, in particular circulating or bubbling fluidized bed in the reduction unit.
  • a fixed bed which is flowed through by a fluid flow, forms a fluidized layer, the so-called fluidized bed, at a certain flow rate. At high flow rates, bubbles form in the fluidized bed.
  • a fluidized bed with a certain volume fraction of solids is formed.
  • the flow rate is less than the rate of descent of the particles. It forms a compact suspension layer with a surface that is stirred up by bursting bubbles.
  • Advantageous is an intensive mixing in the vertical direction.
  • Bubble-forming fluidized beds are used at particle size of the feedstocks to be reduced by ⁇ 8 mm and a mean particle size d 50 of about 0.5 to 2.0 mm.
  • Circulating fluidized beds are used at particle sizes of 0.1 to 1 mm and a mean particle size dso of 0.5 mm.
  • the reduction of the starting materials takes place in a reduction shaft furnace, a rotary kiln or a rotary hearth furnace, wherein the starting materials are used in the form of pellets and / or as lumpy ore and / or as a sinter.
  • the starting materials can be used using different reduction units.
  • a further alternative embodiment of the method according to the invention is found by the reduction of the starting materials takes place in superimposed levels in a reduction furnace floor, wherein the starting materials are forcibly guided by means of a scraper.
  • the forced operation can also process feedstocks that tend to form caking.
  • excess reducing gas is dedusted, washed, optionally mixed with top gas and compressed as recycled gas, for the separation of at least a portion of CO 2 from the recycled gas, fed to a CO 2 -Abborgungsaku and then as product gas into the separator or led directly into the reduction unit.
  • Excess reducing gas which is not directly supplied to a reduction unit, may be reused after a scrubbing operation of solids, after mixing with top gas and after deposition of CO 2 as a high quality reducing gas.
  • the amount of Reduction gas increases and the top gas are used in addition to the use as export gas for further use.
  • a special embodiment of the method according to the invention provides that the pressure in the smelting unit is adjusted by means of a scrubber for washing the excess reducing gas.
  • a scrubber for washing the excess reducing gas.
  • annular gap scrubbers are used to scrub the excess reducing gas so that the change in flow resistance in the scrubber, e.g. by a change in the annular gap of the back pressure and thus the pressure in the melting unit can be easily adjusted.
  • the product gas is particularly advantageously heated before it is returned to the separation device or directly into the reduction unit.
  • the process temperature in the reduction unit can be set specifically or unwanted temperature changes can be avoided. The energy balance of the process is thereby improved.
  • the top gas is cooled and washed before mixing with the excess, dedusted reducing gas, wherein the heat dissipated from the top gas is used to heat the product gas prior to its return to the separator or in the reduction unit.
  • the heat of the top gas is used to adjust the temperature of the product gas, at the same time the hot top gas is cooled down so that it can be used for other uses or treatment steps.
  • the separated CO 2 is removed together with top gas as export gas.
  • the separated in the CO "2 -Abborgungshim top gas is a so-called tail gas from the CO 2 - discharged deposition unit, mostly due to the process small amounts of other Gases are removed with the CO 2 .
  • By mixing with a part of the top gas it is possible to produce a process gas, which can be used as export gas further uses.
  • a possible embodiment of the method according to the invention is achieved by determining the amount of recycled gas and the amount of carbon carriers, in particular coal, in the smelting unit as a function of the amount of at least partially reduced feedstocks.
  • the amount of coal in the smelting unit determines, on the one hand, the temperature in the smelting unit and, on the other hand, the amount of reducing gas available for the reduction.
  • the process materials such as e.g.
  • the coal can be operated in a wide parameter range or quantity range.
  • the reducing gas is partially burned in the reduction unit while supplying oxygen for adjusting the temperature of the reduction unit. This makes it possible to selectively adjust or vary the temperature of the reduction unit and thus the process temperature in the reduction unit.
  • a partial combustion can take place in each reduction unit, so that each reduction stage can be influenced with regard to its temperature and the reducing capacity of the reduction gas.
  • a suitable embodiment of the method according to the invention provides that the starting materials with additives, especially limestone, quicklime, slaked lime, dolomite, calcined or extinguished dolomite or quartz, mixed and preferably dried before its use in the at least one reduction unit, wherein the starting materials and the additives have approximately the same particle size. Due to the advantageous mixture with the excipients, a largely homogeneous reduction is made possible, wherein the particle sizes must be adjusted in such a way that short reduction times and a uniform reduction can be ensured.
  • the previous drying reduces the energy consumption in the reduction unit at high, critical moisture contents of the starting materials (typical values are with a moisture content of over 8%). It has also been shown that drying is advantageous even at lower moisture contents (from about 4% moisture content), since this ensures the flowability of the starting materials in the transport systems and feed containers. With low moisture contents, the starting materials can also be used without prior drying.
  • the capacity of the reduction units can be adjusted so that a larger amount of reduced feedstock is achieved with a melting unit, which also serves as a reduction gas generator.
  • a melting unit which also serves as a reduction gas generator.
  • the downstream hot compacting lumpy at least partially reduced feedstocks can be produced, which form a high-quality feedstock for pig iron production.
  • Due to at least two parallel rows of reduction units connected in series the system can be operated very flexibly. Usually are rows with 3 or 4 reduction units. For example, it is possible to operate only a number of the reduction units for maintenance while the other row is being serviced. Furthermore, it is conceivable to adjust the amount of at least partially reduced starting material in a wide range, wherein the amount of carbon carrier need not or only slightly increased.
  • a possible variant of the system according to the invention provides that one of the devices for H disclosekompakt réelle with a charging container or a reduction shaft, for receiving or further reducing the compacted, at least partially reduced feedstocks is in communication, which is disposed above the melting unit, so that a Charging in the smelting unit is possible.
  • a reduction shaft for charging in the Melting aggregate oxidation of the compacted and at least partially reduced feedstock can be avoided, even if it should lead to delays in the charging in the melter.
  • a very simple solution results when using a charging container, whereby a protective gas can be provided to avoid oxidation processes here as well.
  • the charging from the charging container or from the reduction shaft can take place with the aid of discharge elements such as screw conveyors, scrapers or rotary cell locks by gravity or by means of transport devices.
  • At least one of the devices for hot compacting is connected to a device for quenching the compacted, at least partially reduced starting materials.
  • the immediate quenching and the associated cooling unwanted oxidation processes can be avoided, the shelf life of at least partially reduced feedstocks can thus be significantly increased.
  • one of the devices for hot compacting is coupled to a smelting reduction unit, in particular a blast furnace, an electric downslope furnace or a molten bath furnace such that the compacted, at least partially reduced feedstocks can be introduced into the smelting reduction unit.
  • a smelting reduction unit in particular a blast furnace, an electric downslope furnace or a molten bath furnace
  • the melting unit with the one or more reduction units coupled on the one hand and with another smelting reduction unit so that can be flexibly charged into the smelting unit or the smelting reduction unit.
  • a pig iron production can be achieved at significantly lower CO 2 amount by coupling the aggregates.
  • the type of furnace can be chosen as needed, so that a combination of a plurality of existing plants is possible, for example by adding a smelting unit and the one or more reduction units.
  • a possible embodiment of the system according to the invention is achieved by the melting unit is connected via a line with a separator, in particular a dry dedusting, preferably a cyclone or a reduction cyclone, for the separation of dusts from the reducing gas, the dedusted reducing gas via a reducing gas supply to the Rows of reduction units can be supplied.
  • a separator in particular a dry dedusting, preferably a cyclone or a reduction cyclone, for the separation of dusts from the reducing gas
  • the dedusted reducing gas via a reducing gas supply to the Rows of reduction units can be supplied.
  • Dedusting can improve the gas quality of the reducing gas by eliminating fines and dusts.
  • By using a dry dedusting device it is possible to keep the cooling of the reducing gas low, so that
  • a further possible embodiment of the system according to the invention is achieved by connecting the reducing gas feed line to a scrubber for excess reducing gas in such a way that reducing gas, which is not required in the reduction units, can be removed and washed. This makes it possible to divert a portion of the reducing gas and treat it separately, in particular by a wash, so that solids are largely eliminated. The excess and purified reducing gas can now be supplied to other uses.
  • the scrubber is connected by means of a Rezyklatgastechnisch with a CO 2 -Abborgungsaku, in particular based on an adsorption under pressure change or an absorption process for the separation of CO 2 from the washed reducing gas, wherein the product gas formed over a Product gas line of the separator or the reduction units can be fed.
  • the CO 2 separation unit can be used based on various technologies or the processes mentioned, wherein, in addition to the physical absorption processes, such as, for example, the Rectisol process based on cold methanol as solvent, It is also possible to use chemical absorption processes such as the MEA process based on monoethanolamines and the DEA process based on diethanolamines or else the Benfield process based on a potassium carbonate with an inhibitor. As an alternative to these known processes, it is also possible to use adsorption processes, wherein in particular pressure swing processes are used which use a selective adsorption behavior of a molecular sieve as a function of the pressure. It is particularly advantageous if the lower pressure stage is operated at reduced pressure, as is customary in the vacuum pressure swing process.
  • At least one of the rows of reduction units is connected via a Topgasabtechnisch with the Rezyklat- gas line, so that the discharged from the reduction units top gas with the washed excess reducing gas miscible and can be fed via a compressor of CO 2 -Abborgungsaku.
  • the top gas By including the top gas, it is possible to free the excess reducing gas and the top gas of CO 2 and thus to produce a reducing gas having a high reducing power.
  • the product gas thus obtained can be used as a high-quality reducing gas again for the reduction in or the reduction units, so that a larger amount of starting materials can be reduced without the need for more carbon support must be used in the smelting unit.
  • a particularly advantageous embodiment of the system according to the invention is achieved in that the top gas line and the product gas line each have at least one heat exchanger for cooling the top gas or for heating the product gas, wherein the heat removed from the top gas can be supplied to the product gas.
  • the top gas line and the product gas line each have at least one heat exchanger for cooling the top gas or for heating the product gas, wherein the heat removed from the top gas can be supplied to the product gas.
  • at least one oxide dryer is provided for mixing and drying the iron ore-containing starting materials and optionally the aggregates, this being connected to the rows of reduction units via transport devices and feed containers.
  • Fig. 3 Process example based on a plant according to the invention with a pressure swing process for CO 2 capture in conjunction with a blast furnace
  • Fig. 4 Process example based on a system according to the invention with a vacuum pressure swing method for CO 2 deposition in conjunction with a blast furnace
  • FIG. 1 shows a process diagram or the plant for a direct reduction melting process for fine ores.
  • a smelting unit such as a melter gasifier 1
  • an at least partially reduced fine ore is melted with the addition of carbon carriers, such as coal, whereby reducing gas is formed, which is introduced into the series of reduction units R1 to R4 connected in series.
  • the reducing gas flows in countercurrent to the fine ores to be reduced and optionally additives, which are mixed and dried prior to entry into the reduction unit R4.
  • the at least partially reduced fine ore is made into lumps in a hot compacting 12 and, for the most part, is still introduced into the charging vessel 26 while hot and melted in the melting unit 1 to form pig iron RE.
  • the charging tank can also be designed as a reduction shaft. Further details on the reduction gas treatment will be explained in more detail with reference to FIG. 2.
  • FIG. 2 shows a process diagram or a plant for the direct reduction melting process for fine ores according to the invention.
  • the system has two rows of reduction units R1 to R4 connected in series, which are arranged and connected in parallel, so that, analogously to the scheme according to FIG. 1, the reducing gas in the reduction units is conducted in countercurrent to the feedstocks, which are at least partially reduced by the reducing gas become. Both series are supplied via reduction gas lines by means of reducing gas from the smelting unit 1.
  • the method according to the invention can also be operated with a system according to FIG. 1, the reduction being operated only in a series of reduction units connected in series.
  • the reducing gas is produced by adding carbon carriers, such as lumped coal K or fine coal FK or coal dust KS into the melting unit 1. Fine coal or coal dust are injected into the smelting unit. The pig iron RE is withdrawn from the smelting unit 1 together with slag.
  • carbon carriers such as lumped coal K or fine coal FK or coal dust KS
  • the reducing gas After purifying the reducing gas in a dry separator, e.g. a cyclone 2, the reducing gas is fed to the reduction units. In the separator 2 separated solids are recycled to the melter 1.
  • a dry separator e.g. a cyclone 2
  • Excess reducing gas is supplied after cleaning in the separator 2 a scrubber 3 and further purified.
  • the scrubber can be designed, for example, as an annular gap scrubber, it being possible to control the flow through the scrubber via the setting of the annular gap, so that the pressure in the smelting unit 1 can be regulated via the scrubber 3.
  • the washed reducing gas can now be mixed with top gas, which is withdrawn from the reduction unit R4, and fed as recycled gas by means of a compressor 4 to a CO 2 -Abscheide worn 5.
  • Deposited gas fractions, which predominantly have CO 2 are discharged as tail gas via the tail gas line 6, the tail gas line 6 discharging into the export gas line 7 so that excess top gas can be removed together with tail gas as export gas EG.
  • the purified from CO 2 recycled gas is passed as product gas via the product gas line 8 either in the separator 2 or directly into the reduction units R1.
  • the top gas can be cooled by means of a heat exchanger 9, 9a, wherein the heat thereby extracted is fed to a heat exchanger 10 and used to heat the product gas. Furthermore, the top gas can be cleaned after the cooling in the heat exchanger in scrubbers 16, 16a.
  • the reducing gas and optionally also product gas are fed to the reduction units R1. These flow through the reduction units in countercurrent to the starting materials E and optionally the additives Z.
  • the reduction unit R4 is operated as a preheating unit for preheating the feedstocks and the aggregates.
  • the starting materials and the additives are first mixed in an oxide dryer 11 and dried and fed via suitable means the reduction units R4.
  • the at least partially reduced feedstocks and, if appropriate, the additives are discharged from the reduction units R1 of the two rows and fed to two devices for hot compacting 12 and 13, so that lumpy material, such as e.g. Briquettes, is generated.
  • LRI Low Reduced Iron
  • the LRI can be used directly in a hot state in a smelting reduction unit 15, which is advantageously a blast furnace.
  • cold LRI or blends of hot and cold LRI can be used in the smelting reduction aggregate.
  • the at least partially reduced starting materials and optionally the additives can be introduced as briquettes or in another particulate form as iron carrier instead of sinter in the smelting reduction unit, so that at least a portion of the sinter can be saved. This makes it possible that in the sintering process at the sintering plant large amounts of sinter and / or pellets and / or lump ore can be saved.
  • the saving of sinter is particularly advantageous, since the exhaust gases produced during sintering and the coke required for this purpose can be significantly reduced. Furthermore, the amount of coke required in the blast furnace can be reduced because the LRI introduced instead of the sinter lowers the specific energy consumption. At the same time, the specific power of the blast furnace can be increased by the reduced specific coke consumption. Based on a concrete example according to FIG. 3, a possible process route will be exemplified below.
  • the plant consists of a series of 19 reduction units connected in series, which are connected to a melting aggregate, in a concrete case with a melter gasifier 1.
  • This piece of equipment known as FINEX ® plant 18th
  • the melter gasifier 1 is connected to a further row 21 of reduction units connected in series.
  • the at least partially reduced feedstocks and additives produced in this series are referred to as low-reduced lron (LRI). Accordingly, this part of the plant 20 is referred to as LRI plant.
  • the LRI plant will also operated with reducing gas from the melter gasifier 1, so that the two rows of reduction units are operated substantially parallel to each other.
  • the LRI usually has a degree of reduction of 60 to 70%.
  • Suitable starting materials are concentrates of ores 22, in particular iron ores, in question, based on naturally occurring ores with the accumulation of iron ore, an ore concentrate is produced.
  • sintered ores 23 are used. These are ores, which are usually added to a sintering plant and have small particle sizes, ie fine ores are attributable.
  • coal 24 and aggregates 25 are used, wherein the coal is used in the melter gasifier for generating the reducing gas and for melting the pig iron.
  • the 2.2 million tonnes LRI can be fed to a smelting reduction unit such as a blast furnace to replace sinter.
  • a smelting reduction unit such as a blast furnace to replace sinter.
  • an export gas EG with an energy content of about 364 MW is generated, which can be supplied to an external use eg in a power plant.
  • Coke and aggregates can thus be produced in a blast furnace about 4 million tonnes of pig iron.
  • the sintering plant can be dimensioned smaller or sintering waste gases and coke required for sintering can be reduced.
  • Another advantage is that the amount of coke required in the blast furnace can be correspondingly reduced, whereby with an LRI use of 40 to 50% of the iron content of all iron carriers, it is possible to save about 150-200 kg of coke per ton of pig iron.
  • the total amount of iron in about 25 is - generated 75% higher than the blast furnace - 40% above the melting unit the FINEX ® plant and approximately at the 60th.
  • the reduced consumption of coke and a total of carbon carriers falls in the process of the invention less export gas, so that a more efficient overall process can be ensured at a lower environmental impact. This considerable cost advantages per ton of produced pig iron can be achieved.
  • the stated quantities are influenced by the type of CO 2 capture device used.
  • FIG. 4 shows the effect of a modified CO 2 separation device. If, instead of a pressure swing process for the separation of CO 2 from the recycled gas, a vacuum pressure swing method is used, then the amount of LRI that can be generated with the plant, can be significantly increased. By adjusting the quantities of concentrate, sintered ore and aggregates, it will be possible to increase the volume of LRI from approximately 2.2 million to 2.8 million tonnes, whereby the export gas volume can be reduced. The necessary amount of carbon carriers remains unchanged. The calorific value of the export gas EG is reduced when the vacuum pressure change procedure. The process uses an even more effective separation of CO 2 , which is achieved by lowering the minimum pressure to near vacuum level.

Abstract

Gezeigt wird ein Verfahren zur Herstellung von Roheisen oder flüssigen Stahlvorprodukten in einem Schmelzaggregat (1), insbesondere einem Einschmelzvergaser, wobei eisenerzhältige Einsatzstoffe und gegebenenfalls Zuschlagsstoffe in zumindest einem Reduktionsaggregat (R1, R2, R3, R4) mittels eines Reduktionsgases zumindest teilweise reduziert werden. Erfindungsgemäß wird ein erster Anteil der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe im Schmelzaggregat (1) unter Zufuhr von Kohlenstoffträgern und sauerstoffhaltigem Gas bei gleichzeitiger Bildung des Reduktionsgases eingeschmolzen. Das Reduktionsgas wird dem Reduktionsaggregat (R1, R2, R3, R4) zugeführt und nach Durchtritt durch dieses als Topgas abgezogen, wobei ein zweiter Anteil der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe zum Reduzieren und Erschmelzen einem Schmelzreduktionsaggregat (15) zugeführt wird.

Description

Verfahren und Vorrichtung zur Herstellung von Roheisen oder flüssigen Stahlvorprodukten
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Herstellung von Roheisen oder flüssigen Stahlvorprodukten in einem Schmelzaggregat, insbesondere einem Einschmelzvergaser, wobei eisenerzhältige Einsatzstoffe, insbesondere Feinerz, und gegebenenfalls Zuschlagsstoffe in zumindest einem Reduktionsaggregat mittels eines Reduktionsgases zumindest teilweise reduziert werden.
Die Erfindung betrifft weiters eine Anlage zur Herstellung von Roheisen oder flüssigen Stahlvorprodukten gemäß dem erfindungsgemäßen Verfahren mit einem Schmelzaggregat, insbesondere einem Einschmelzvergaser, und zumindest einem Reduktionsaggregat zur Reduktion eisenerzhältiger Einsatzstoffe und gegebenenfalls Zuschlagsstoffen mittels eines im Schmelzaggregat unter Zufuhr von Kohlenstoffträgern, insbesondere Kohle, und sauerstoffhaltigem Gas gebildeten Reduktionsgases.
Es ist aus dem Stand der Technik bekannt, dass Roheisen oder flüssigen Stahlvorprodukten in einem Schmelzreduktionsverfahren hergestellt werden können. Insbesondere ist es bekannt Reduktionsgas, das in einem Schmelzaggregat unter Zufuhr von Kohle erzeugt wird, zur Reduktion von eisenhaltigen Erzen zu nutzen.
Zur Erhöhung der Effizienz derartiger Anlagen ist der DE 44 21 673 zu entnehmen, dass das in einem Einschmelzvergaser gebildete Reduktionsgas in aufbereiteter Form in einem Hochofen genutzt werden kann, sodass das Exportgas genutzt und die Prozesseffizienz erhöht werden kann. Nachteilig ist dabei, dass das Exportgas einen für den Hochofen zu hohen Heizwert aufweist, sodass die erzielte Prozesseffizienz beschränkt ist. Eine Aufgabe der vorliegenden Erfindung besteht nun darin die Prozesseffizienz weiter zu steigern, wobei insbesondere die Menge an benötigter Kohle je Tonne Roheisen oder flüssigen Stahlvorprodukten geringer wird, sodass eine geringere Menge an Kohlendioxid (CO2) anfällt.
Diese Aufgabe wird durch das erfindungsgemäße Verfahren nach Anspruch 1 und durch die Vorrichtung nach 24 gelöst.
Durch das erfindungsgemäße Verfahren wird ein erster Anteil der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe im Schmelzaggregat unter Zufuhr von Kohlenstoffträgern, insbesondere Kohle, und sauerstoffhaltigem Gas bei gleichzeitiger Bildung des Reduktionsgases eingeschmolzen, das Reduktionsgas dem Reduktionsaggregat zugeführt und nach Durchtritt durch dieses als Topgas abgezogen, wobei ein zweiter Anteil der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe zum Reduzieren und Erschmelzen einem Schmelzreduktionsaggregat zugeführt wird. Die zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe werden auch als Low Reduced lron (LRI) bezeichnet, wobei diese Zwischenprodukte als Einsatzstoffe für nachfolgende Verfahrensschritte der Roheisenherstellung oder der Herstellung von flüssigen Stahlvorprodukten dienen. Durch das Verfahren ist es möglich ein zumindest teilweise reduziertes Einsatzmaterial, das Low Reduced lron (LRI), auch in einem zum Schmelzaggregat zusätzlichen Schmelzreduktionsaggregat zu verarbeiten, wobei in dem Schmelzreduktionsaggregat aufgrund der bereits teilweise erfolgten Reduktion ein erheblicher Anteil an Reduktionsmittel eingespart und somit die Gesamtbilanz der Herstellung von Roheisen oder flüssigen Stahlvorprodukten hinsichtlich der nötigen Prozessstoffe, insbesondere der Kohle, reduziert werden. Darüber hinaus kann die Produktivität des Schmelzreduktionsaggregates gleichzeitig gesteigert werden. Von der gesamten erzeugten Menge an zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffen wird nur ein erster Anteil in einem Schmelzaggregat, wie z.B. einem Einschmelzvergaser, verarbeitet.
Gemäß einer vorteilhaften Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens wird die Menge des zweiten Anteils der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe in Abhängigkeit von der gewünschten Topgasmenge und/oder der Exportgasmenge und/oder der Exportgasqualität festgelegt. Das aus dem zumindest einem Reduktionsaggregat abgeführte Reduktionsgas wird als Topgas bezeichnet. Dieses Topgas kann nach entsprechender Aufbereitung als Energieträger genutzt werden, wobei das aufbereitete Gas als Exportgas in anderen Prozessen, wie z.B. der Energieerzeugung genutzt werden kann.
Die Qualität des Exportgases wird über die Gasanalyse, also der Zusammensetzung des Exportgases und dem daraus resultierenden Heizwert definiert. Die Zusammensetzung des Exportgases hängt unter anderem von der Menge an LRI ab, die z.B. in einem Schmelzreduktionsaggregat verarbeitet wird. Je größer die produzierte Menge an LRI ist, desto niedriger sind der Heizwert und die Menge des Exportgases. Der Grund dafür liegt darin, dass bei einer Wiederverwendung einer großen Menge des Topgases im Reduktionsaggregat die Anteile von Kohlenmonoxid (CO) und Wasserstoff (H2) immer niedriger werden und der Anteil an CO2 im Exportgas ansteigt. Die Exportgasmenge verringert sich, da der Anteil an H2 sinkt. Durch die höhere LRI-Produktion wird mehr H2 verbraucht, wodurch wiederum mehr Wasser (H2O) entsteht. Dieses wird im Topgas- Wäscher abgeschieden.
Die gezielte Nutzung des als Exportgas abgeführten und gegebenenfalls aufbereiteten Topgases setzt eine bestimmte Versorgungsmenge voraus, sodass über die Menge der reduzierten LRI die Topgasmenge variiert und so der Reduktionsprozess an die Erfordernisse des weiteren Prozesses der Verarbeitung des Topgases angepasst werden kann.
Nach einer weiteren vorteilhaften Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens beträgt die Menge des zweiten Anteils der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe (LRI) das 0 - 1 ,2 fache der Menge des im Schmelzaggregat gewonnenen Roheisens. Der zweite Anteil kann daher bei Bedarf bis auf Null zurückgefahren werden oder auch derart -A-
gesteigert werden, dass er höher als die im Schmelzaggregat erzeugte Menge an Roheisen ist. Aufgrund der Tatsache dass das Reduktionsgas im Schmelzaggregat erzeugt wird hat es sich als technisch sinnvoll erwiesen, dass die LRI-Menge im angegebenen Bereich variiert wird und somit eine vorteilhafte Abstimmung zwischen Reduktionsaggregat und Schmelzaggregat gefunden wird.
Erfindungsgemäß beträgt die Menge des zweiten Anteils der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe 10 - 60%, insbesondere 20 - 40%, bezogen auf den Eisenanteil aller Eisenträger, die in das Schmelzreduktionsaggregat eingesetzt werden. Das in das Schmelzreduktionsaggregat eingesetzte LRI ersetzt eisenhaltige Einsatzstoffe. Aufgrund der Notwendigkeit, dass in einem Schmelzreduktionsaggregat auch Reduktionsstoffe bzw. weitere Prozesshilfsstoffe eingesetzt werden müssen, hat es sich als vorteilhaft herausgestellt, wenn bis zu max. 60% LRI eingesetzt werden. Dabei beziehen sich die technisch üblichen Prozentangaben auf den Eisenanteil aller Eisenträger im Schmelzreduktionsaggregat.
Nach einer besonderen Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens wird der Reduktionsgrad beim zweiten Anteil der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe und/oder bei den im Schmelzaggregat eingesetzten Einsatzstoffen auf 40 - 95%, insbesondere 65 - 75%, eingestellt. Diese Reduktionsgrade stellen einerseits eine rasche Verarbeitung der vorreduzierten Zwischenprodukte in dem nachfolgenden Schmelzaggregat bzw. im Schmelzreduktionsaggregat sicher, sodass die Menge an nötigen Reduktionsstoffen in diesen Aggregaten gering gehalten werden können. Darüber hinaus kann über den Reduktionsgrad bzw. die Reduktionsgasmenge bzw. der Zusammensetzung des Reduktionsgases der Reduktionsprozess im Reduktionsaggregat angepasst werden, sodass ein flexiblerer Prozess entsteht, der in einem weiten Parameterbereich stabil geführt werden kann. Eine spezielle Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens sieht vor, dass die zumindest teilweise Reduktion der eisenerzhältigen Einsatzstoffe in einer Reihe von 2 bis 6, insbesondere 3 oder 4, in Serie geschalteten Reduktionsaggregaten erfolgt, wobei das Reduktionsgas im Gegenstrom zu den zu reduzierenden eisenerzhältigen Einsatzstoffen geführt wird. Durch die Mehrzahl hintereinander angeordneter Reduktionsaggregate ist es möglich die Temperaturführung in den einzelnen Reduktionsaggregaten genauer zu steuern, wobei die Temperaturführung an den jeweiligen Einsatzstoff bzw. den Reduktionsgrad angepasst werden kann. Zudem können einzelne Aggregate als Vorwärmaggregate betrieben werden.
Eine mögliche Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens sieht vor, dass die Reduktion der eisenerzhältigen Einsatzstoffe und gegebenenfalls der Zuschlagsstoffe in zumindest zwei zueinander parallel geschalteter Reihen von in Serie geschalteten Reduktionsaggregaten erfolgt. Durch den Einsatz zweier oder mehrerer Reihen von in Serie geschaltete Reduktionsaggregate kann die Menge an reduzierten Einsatzstoffen entsprechend angepasst bzw. erhöht werden, wobei stets das im Schmelzaggregat erzeugte Reduktionsgas genutzt wird. Dies hat zur Folge, dass zumindest teilweise reduzierte eisenerzhältige Einsatzstoffe in solcher Menge hergestellt werden können, dass damit neben dem Schmelzaggregat auch noch ein Schmelzreduktionsaggregat versorgt werden kann.
Nach einer bevorzugten Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens wird der zumindest teilweise reduzierte Einsatzstoff einer Kompaktierung, insbesondere einer Heißkompaktierung, wie z.B. einer Heißbrikettierung, zugeführt. Damit kann das Handling der reduzierten Einsatzstoffe vereinfacht werden um insbesondere die Re-Oxidation und die Staubentwicklung bei der Weiterverarbeitung zu vermeiden. Durch die Kompaktierung wird die Porosität und spezifische Oberfläche der reduzierten Einsatzstoffe verringert und der Feinanteil weitgehend beseitigt. Dadurch wird die Oxidation während der Weiterverar- beitung (Transport und Lagerung) inhibiert und gleichzeitig auch das Fließverhalten der kompaktierten Stoffe verbessert. Übliche Kompaktierungen erfolgen mit heißem Material, sodass dieses nach der Behandlung im Reduktionsaggregat nicht gekühlt sondern direkt verarbeitet werden können. Dies hat zur Folge, dass die Energiebilanz verbessert wird und eine unmittelbare Verarbeitung in der Kompaktierung bzw. nachfolgend im Schmelzaggregat oder im Schmelzreduktionsaggregat erfolgen kann. Im Besonderen hat sich die Heißbrikettierung als vorteilhaft herausgestellt.
Gemäß einer speziellen Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens wird der zweite Anteil der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe, insbesondere anstelle von Sinter, als Eisenträger in das Schmelzreduktionsaggregat eingesetzt. Sinter hat den Nachteil, dass er zunächst auf Basis von sinterfähigen Eisenerzen in einem aufwändigen Prozess hergestellt werden muss, wobei es zu sehr erheblichem Anfall problematischer gas- und staubförmiger Emissionen kommt. Durch die Verwendung des oben genannten zweiten Anteils (LRI) kann ein erheblicher Anteil des Sinters ersetzt werden. Weiters ist es aufgrund der bereits erfolgten Reduktion möglich auch die im Schmelzreduktionsaggregat nötige Menge an Kohlenstoffträgern, insbesondere Koks, erheblich zu reduzieren, sodass ein wesentlicher Kostenvorteil erzielt werden kann.
Besonders vorteilhaft können erfindungsgemäß die zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe in heißem Zustand in das Schmelzaggregat und/oder in das Schmelzreduktionsaggregat eingebracht werden, gegebenenfalls unter Zumischung kalter teilweise reduzierter Einsatzstoffe. Durch die Heißchargierung kann einerseits Energie gespart und andererseits durch das Zumischen von kalten teilweise reduzierten Einsatzstoffen deren Temperatur beim Chargieren bzw. im weiteren Verarbeitungsprozess angepasst werden.
Eine spezielle Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens sieht vor, dass die zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe heiß kompaktiert und zur Vermeidung von Oxidationsvorgängen, insbesondere durch Abschrecken in einem Wasserbad, gekühlt werden. Für den Fall dass die zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe nicht unmittelbar weiterverarbeitet werden sollen bzw. können ist es nötig, um Oxidationsvor- gänge zu vermeiden die Einsatzstoffe abzukühlen, sodass diese auch ohne Schutzgasatmosphäre gelagert werden können. Eine Abschreckung im Wasserbad hat sich als kostengünstige Variante herausgestellt.
Gemäß einer besonders vorteilhaften Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens erfolgt die Reduktion der Einsatzstoffe in einer, insbesondere zirkulierenden oder blasenbildenden Wirbelschicht im Reduktionsaggregat.
Ein Festbett, das durch einen Fluidstrom durchströmt wird, bildet ab einer bestimmten Strömungsgeschwindigkeit eine fluidisierte Schicht, die sogenannte Wirbelschicht aus. Bei hohen Strömungsgeschwindigkeiten kommt es zu einer Blasenbildung in der Wirbelschicht.
Abhängig von der Partikelform der Einsatzstoffe, der Partikelgröße oder auch der Dichte bildet sich eine Wirbelschicht mit einem bestimmten Volumenanteil an Feststoff aus. Die Strömungsgeschwindigkeit ist dabei geringer als Sinkgeschwindigkeit der Partikel. Es bildet sich eine kompakte Suspensionsschicht mit einer Oberfläche, die durch zerplatzende Blasen aufgewühlt wird. Vorteilhaft ist eine intensive Durchmischung in vertikaler Richtung.
Bei sehr hohen Strömungsgeschwindigkeiten kommt es zu einem vermehrten Austrag feinerer Partikel aus der Wirbelschicht, wobei diese Partikel über einen Zyklon zur Fest- stoffabscheidung rückgeführt werden. Die Vorteile der zirkulierenden Wirbelschicht gegenüber der blasenbildenden Wirbelschicht liegen in einer deutlich höheren Strömungsgeschwindigkeit, die z.B. effiziente Reduktionsprozesse durch eine innige Vermischung von Reduktionsgas und zu reduzierendem Einsatzstoff. Die Art der Wirbelschicht wird nach den Einsatzstoffen und insbesondere nach der Korngröße bzw. der Korngrößenverteilung gewählt. Blasenbildende Wirbelschichten werden bei Korngröße der zu reduzierenden Einsatzstoffe von < 8mm und einer mittleren Korngröße d50 von etwa 0,5 bis 2,0 mm eingesetzt. Zirkulierende Wirbelschichten werden bei Korngrößen von 0,1 bis 1 mm und einer mittleren Korngröße dso von 0,5 mm eingesetzt.
Nach einer alternativen Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens erfolgt die Reduktion der Einsatzstoffe in einem Reduktionsschachtofen, einem Drehrohrofen oder einem Drehherdofen, wobei die Einsatzstoffe in Form von Pellets und/oder als stückiges Erz und/oder als Sinter eingesetzt werden. Damit können unterschiedliche Einsatzstoffe unter Verwendung verschiedener Reduktionsaggregate herangezogen werden.
Eine weitere alternativen Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens wird gefunden, indem die Reduktion der Einsatzstoffe in übereinanderliegenden Ebenen in einem Reduktionsetagenofen erfolgt, wobei die Einsatzstoffe mittels eines Räumers zwangsgeführt werden. Durch die Zwangsführung können auch Einsatzstoffe, die zu Zusammenbackungen neigen verarbeitet werden.
Gemäß einer speziellen und vorteilhaften Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens wird überschüssiges Reduktionsgas entstaubt, gewaschen, gegebenenfalls mit Topgas gemischt und komprimiert als Rezyklatgas, zur Abscheidung zumindest eines Teiles von CO2 aus dem Rezyklatgas, einer Cθ2-Abscheidungseinheit zugeführt und anschließend als Produktgas in die Abscheideeinrichtung oder direkt in das Reduktionsaggregat geführt. Überschüssiges Reduktionsgas, das nicht unmittelbar einem Reduktionsaggregat zugeführt wird, kann nach einer Wäsche, die der Abscheidung von Feststoffen dient, nach Mischen mit Topgas und nach einer Abscheidung von CO2 als hochwertiges Reduktionsgas wiederverwendet werden. Dabei kann die Menge an Reduktionsgas erhöht und das Topgas neben der Nutzung als Exportgas einer weiteren Nutzung zugeführt werden.
Eine spezielle Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens sieht vor, dass der Druck im Schmelzaggregat mittels eines Wäschers zum Waschen des überschüssigen Reduktionsgases eingestellt wird. Typischerweise werden Ringspaltwäscher für die Wäsche des überschüssigen Reduktionsgases eingesetzt, sodass über die Veränderung des Strömungswiderstandes im Wäscher, z.B. durch eine Veränderung des Ringspaltes der Gegendruck und damit der Druck im Schmelzaggregat einfach eingestellt werden kann.
Besonders vorteilhaft wird erfindungsgemäß das Produktgas vor dessen Rückführung in die Abscheideeinrichtung oder direkt in das Reduktionsaggregat erwärmt. Durch die Erwärmung kann die Prozesstemperatur im Reduktionsaggregat gezielt eingestellt bzw. ungewollte Temperaturänderungen vermieden werden. Die Energiebilanz des Prozesses wird dadurch verbessert.
Gemäß einer vorteilhaften Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens wird das Topgas vor dem Mischen mit dem überschüssigen, entstaubten Reduktionsgas gekühlt und gewaschen, wobei die aus dem Topgas abgeführte Wärme zur Erwärmung des Produktgases vor dessen Rückführung in die Abscheideeinrichtung oder in das Reduktionsaggregat genutzt wird. Die Wärme des Topgases wird genutzt, um die Temperatur des Produktgases einzustellen, gleichzeitig wird das heiße Topgas soweit abgekühlt, dass es weiteren Nutzungen oder auch Behandlungsschritten zugeführt werden kann.
Nach einer speziellen Variante des erfindungsgemäßen Verfahrens wird das abgeschiedene CO2 gemeinsam mit Topgas als Exportgas abgeführt. Üblicherweise wird das in der CO" 2-Abscheidungseinheit abgeschiedene Topgas als sogenanntes Tailgas aus der CO2- Abscheidungseinheit abgeführt, wobei prozessbedingt zumeist geringe Mengen weiterer Gase mit dem CO2 abgeführt werden. Durch Mischen mit einem Teil des Topgases ist es möglich ein Prozessgas herzustellen, das als Exportgas weiteren Verwendungen zugeführt werden kann.
Eine mögliche Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens wird erzielt, indem die Menge an Rezyklatgas und die Menge an Kohlenstoffträgern, insbesondere Kohle, im Schmelzaggregat in Abhängigkeit von der Menge der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe festgelegt wird. Durch die Menge an Kohle im Schmelzaggregat werden einerseits die Temperatur im Schmelzaggregat und andererseits auch die Menge an Reduktionsgas festgelegt, die für die Reduktion zur Verfügung steht. Somit kann das Verfahren durch Anpassung der Prozessstoffe, wie z.B. der Kohle in einem breiten Parameterbereich bzw. Mengenbereich betrieben werden.
Erfindungsgemäß wird das Reduktionsgas im Reduktionsaggregat unter Zufuhr von Sauerstoff zur Einstellung der Temperatur des Reduktionsaggregates teilweise verbrannt. Dadurch ist es möglich die Temperatur des Reduktionsaggregates und damit die Prozesstemperatur im Reduktionsaggregat gezielt einzustellen bzw. zu variieren. Bei Verwendung einer Mehrzahl von Reduktionsaggregaten kann bei jedem Reduktionsaggregat eine Teilverbrennung erfolgen, sodass auch jede Reduktionsstufe hinsichtlich ihrer Temperatur und dem Reduktionsvermögen des Reduktionsgases beeinflusst werden kann.
Eine geeignete Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens sieht vor, dass die Einsatzstoffe mit Additiven, insbesondere Kalkstein, Branntkalk, gelöschter Kalk, Dolomit, gebrannter oder gelöschter Dolomit oder Quarz, gemischt und vorzugsweise vor dessen Einsatz in das zumindest eine Reduktionsaggregat getrocknet werden, wobei die Einsatzstoffe und die Additive in etwa die gleiche Korngröße aufweisen. Durch die vorteilhafte Mischung mit den Hilfsstoffen wird eine weitgehend homogene Reduktion ermöglicht, wobei die Korngrößen derart angepasst sein müssen, dass kurze Reduktions- zeiten und eine gleichmäßige Reduktion sichergestellt werden können. Durch die vorhergehende Trocknung wird bei hohen, kritischen Feuchtigkeitsanteilen der Einsatzstoffe (typische Werte liegen bei einem Feuchtigkeitsanteil von über 8 %) der Energieverbrauch im Reduktionsaggregat reduziert. Es hat sich auch gezeigt, dass die Trocknung auch bei niedrigeren Feuchtigkeitsanteilen (etwa ab 4 % Feuchtigkeitsanteil) vorteilhaft ist, da damit die Fließfähigkeit der Einsatzstoffe in den Transportsystemen und Aufgabebehältern sicher gestellt wird. Bei geringen Feuchtigkeitsanteilen können die Einsatzstoffe auch ohne eine vorherige Trocknung eingesetzt werden.
Mit der erfindungsgemäßen Vorrichtung kann die Kapazität der Reduktionsaggregate derart angepasst werden, dass mit einem Schmelzaggregat, das auch als Reduktionsgaserzeuger dient eine größere Menge an reduziertem Einsatzmaterial erzielt wird. Durch die nachgeschaltete Heißkompaktierung können stückige zumindest teilweise reduzierte Einsatzstoffe erzeugt werden, die einen hochwertigen Einsatzstoff für die Roheisenerzeugung bilden. Aufgrund zumindest zweier parallel angeordneter Reihen von in Serie geschalteten Reduktionsaggregaten kann die Anlage sehr flexibel betrieben werden. Üblich sind dabei Reihen mit 3 oder 4 Reduktionsaggregaten. Beispielsweise ist es möglich zu Wartungsarbeiten nur eine Reihe der Reduktionsaggregate zu betreiben, während die andere Reihe gewartet wird. Weiters ist es denkbar die Menge an zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoff in einem weiten Bereich anzupassen, wobei die Menge an Kohlenstoffträger nicht oder nur geringfügig erhöht werden muss.
Eine mögliche Variante der erfindungsgemäßen Anlage sieht vor, dass eine der Einrichtungen zur Heißkompaktierung mit einem Chargierbehälter oder einem Reduktionsschacht, zur Aufnahme bzw. zur weiteren Reduktion der kompaktierten, zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe in Verbindung steht, wobei dieser über dem Schmelzaggregat angeordnet ist, sodass eine Chargierung in das Schmelzaggregat möglich ist. Durch die Verwendung eines Reduktionsschachtes zum Chargieren in das Schmelzaggregat kann eine Oxidation des kompaktierten und zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffes vermieden werden, auch dann, wenn es zu Verzögerungen bei der Chargierung in das Schmelzaggregat kommen sollte. Eine sehr einfache Lösung ergibt sich bei Verwendung eines Chargierbehälters, wobei auch hier ein Schutzgas zur Vermeidung von Oxidationsvorgängen vorgesehen werden kann. Die Chargierung vom Chargierbehälter bzw. aus dem Reduktionsschacht kann mit Hilfe von Austragsorganen wie Förderschnecken, Räumer oder Drehzellschleusen durch Schwerkraft oder auch durch Transporteinrichtungen erfolgen.
Nach einer speziellen Variante der erfindungsgemäßen Anlage ist zumindest eine der Einrichtungen zur Heißkompaktierung mit einer Einrichtung zum Abschrecken der kompaktierten, zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe verbunden. Durch die unmittelbare Abschreckung und der damit verbundenen Abkühlung können ungewollte Oxidationsvorgänge vermieden werden, die Lagerbarkeit der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe kann damit deutlich erhöht werden.
Gemäß einer besonders vorteilhaften Ausführung der erfindungsgemäßen Anlage ist eine der Einrichtungen zur Heißkompaktierung mit einem Schmelzreduktionsaggregat, insbesondere einem Hochofen, einem Elektroniederschachtofen oder einem Schmelzbadofen derart gekoppelt, dass die kompaktierten, zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe in das Schmelzreduktionsaggregat eingebracht werden können. Damit wird das Schmelzaggregat mit dem oder den Reduktionsaggregaten einerseits und mit einem weiteren Schmelzreduktionsaggregat gekoppelt, sodass flexibel in das Schmelzaggregat bzw. das Schmelzreduktionsaggregat chargiert werden kann. Insgesamt kann durch die Koppelung der Aggregate eine Roheisenerzeugung bei deutlich geringerer Cθ2-Menge erzielt werden. Die Art des Ofens kann je nach Bedarf gewählt werden, sodass mit einer Mehrzahl bestehender Anlagen eine Kombination möglich ist, indem z.B. ein Schmelzaggregat und das oder die Reduktionsaggregate hinzugefügt werden. Eine mögliche Ausführung der erfindungsgemäßen Anlage wird erzielt, indem das Schmelzaggregat über eine Leitung mit einer Abscheideeinrichtung, insbesondere einer Trocken-Entstaubungseinrichtung, bevorzugt einem Zyklon oder einem Reduktionszyklon, zur Abscheidung von Stäuben aus dem Reduktionsgas verbunden ist, wobei das entstaubte Reduktionsgas über eine Reduktionsgaszuleitung den Reihen von Reduktionsaggregaten zugeführt werden kann. Durch die Entstaubung kann die Gasqualität des Reduktionsgases verbessert werden, indem Feinstoffe und Stäube beseitigt werden. Durch die Verwendung einer Trocken-Entstaubungseinrichtung ist es möglich die Abkühlung des Reduktionsgases gering zu halten, sodass dieses weitgehend ohne weitere Erwärmung dem oder den Reduktionsaggregaten zugeführt werden kann.
Eine weitere mögliche Ausführung der erfindungsgemäßen Anlage wird erzielt, indem die Reduktionsgaszuleitung mit einem Wäscher für überschüssiges Reduktionsgas derart verbunden ist, dass Reduktionsgas, dass nicht in den Reduktionsaggregaten benötigt wird, abgeführt und gewaschen werden kann. Damit es möglich einen Teil des Reduktionsgases abzuleiten und gesondert zu behandeln, insbesondere durch eine Wäsche, sodass Feststoffe weitgehend beseitigt werden. Das überschüssige und gereinigte Reduktionsgas kann nun weiteren Verwendungen zugeführt werden.
Nach einer besonders vorteilhaften Ausführungsform der erfindungsgemäßen Anlage ist der Wäscher mittels einer Rezyklatgasleitung mit einer Cθ2-Abscheidungseinheit, insbesondere auf Basis eines Adsorptionsprozesses unter Druckwechsel oder eines Absorptionsprozesses, zur Abscheidung von CO2 aus dem gewaschenen Reduktionsgas verbunden, wobei das dabei gebildete Produktgas über eine Produktgasleitung der Abscheideeinrichtung oder den Reduktionsaggregaten zuführbar ist.
Die Cθ2-Abscheidungseinheit kann basierend auf verschiedenen Technologien bzw. den genannten Prozessen Einsatz finden, wobei neben den physikalischen Absorptionsprozessen, wie z.B. dem Rectisolprozess auf Basis von kaltem Methanol als Lösungsmittel, auch chemische Absorptionsprozesse wie der MEA-Prozess auf Basis von Monoethanol- aminen und der DEA-Prozess auf Basis von Diethanolaminen oder auch der Benfieldpro- zess auf Basis eines Kaliumkarbonates mit einem Inhibitor eingesetzt werden können. Alternativ zu diesen bekannten Prozessen ist es auch möglich Adsorptionsprozesse einzusetzen, wobei insbesondere Druckwechselverfahren genutzt werden, die ein selektives Adsorptionsverhalten eines molekularen Siebes in Abhängigkeit vom Druck nutzen. Besonders vorteilhaft ist es dabei, wenn die untere Druckstufe bei Unterdruck betrieben wird, wie es beim Vakuum-Druckwechselverfahren üblich ist.
Nach einer vorteilhaften Ausführungsform der erfindungsgemäßen Anlage ist zumindest eine der Reihen der Reduktionsaggregate über eine Topgasableitung mit der Rezyklat- gasleitung verbunden, sodass das aus den Reduktionsaggregaten abgeführte Topgas mit dem gewaschenen überschüssigen Reduktionsgas mischbar und über einen Kompressor der CO2-Abscheidungseinheit zuführbar ist. Durch die Einbeziehung des Topgases ist es möglich das überschüssige Reduktionsgas und das Topgas von CO2 zu befreien und damit ein Reduktionsgas zu erzeugen, das ein hohes Reduktionsvermögen aufweist. Das so gewonnene Produktgas kann als hochwertiges Reduktionsgas wieder für die Reduktion im bzw. den Reduktionsaggregaten herangezogen werden, sodass eine größere Menge an Einsatzstoffen reduziert werden kann ohne dass dazu mehr Kohlenstoffträger im Schmelzaggregat eingesetzt werden müssen.
Eine besonders vorteilhafte Ausführungsform der erfindungsgemäßen Anlage wird erzielt, indem die Topgasleitung und die Produktgasleitung je zumindest einen Wärmetauscher zur Kühlung des Topgases bzw. zur Erwärmung des Produktgases aufweisen, wobei die vom Topgas abgeführte Wärme dem Produktgas zugeführt werden kann. Damit ist es möglich einerseits dem Topgas Wärme zu entziehen und dabei das sehr heiße Topgas entsprechend abzukühlen und das Produktgas zu erwärmen vor dessen Einleitung in das Reduktionsgas. Gemäß einer vorteilhaften Ausführung der erfindungsgemäßen Anlage ist zumindest ein Oxidtrockner zum Mischen und Trocknen der eisenerzhältigen Einsatzstoffe und gegebenenfalls der Zuschlagsstoffe vorgesehen, wobei dieser über Transporteinrichtungen und Aufgabebehälter mit den Reihen der Reduktionsaggregate verbunden ist. Durch das Trocknen und Mischen wird eine homogene Mischung erzielt, die eine gleichmäßige Reduktion in den Reduktionsaggregaten ermöglicht.
Die Erfindung wird in weiterer Folge beispielhaft anhand eines nicht einschränkenden Ausführungsbeispieles bzw. der Figuren beschrieben.
Fig. 1 : Prozessschema zu einem Feinerz-Direktreduktions-Schmelzverfahren
Fig. 2: Prozessschema zu einem erfindungsgemäßen Feinerz-Direktreduktionsverfahren
Fig. 3: Prozessbeispiel auf Basis einer erfindungsgemäßen Anlage mit einem Druckwechselverfahren zur CO2-Abscheidung im Verbund mit einem Hochofen
Fig. 4: Prozessbeispiel auf Basis einer erfindungsgemäßen Anlage mit einem Vakuum- Druckwechselverfahren zur Cθ2-Abscheidung im Verbund mit einem Hochofen
Figur 1 zeigt ein Prozessschema bzw. die Anlage für ein Direktreduktions-Schmelz- verfahren für Feinerze. In einem Schmelzaggregat wie z.B. einem Einschmelzvergaser 1 wird unter Zugabe von Kohlenstoffträgern, wie z.B. Kohle ein zumindest teilweise reduziertes Feinerz erschmolzen, wobei Reduktionsgas gebildet wird, das in die Reihe der in Serie geschalteten Reduktionsaggregate R1 bis R4 eingebracht wird. Dabei strömt das Reduktionsgas im Gegenstrom zu den zu reduzierenden Feinerzen und gegebenenfalls Zuschlagstoffen, welche vor dem Eintrag in das Reduktionsaggregat R4 gemischt und getrocknet werden. Das zumindest teilweise reduzierte Feinerz wird in einer Heißkompak- tierung 12 stückig gemacht und zumeist noch heiß in den Chargierbehälter 26 eingebracht und im Schmelzaggregat 1 zu Roheisen RE erschmolzen. Der Chargierbehälter kann auch als Reduktionsschacht ausgeführt sein. Weitere Details zur Reduktionsgasbehandlung werden anhand von Fig. 2 näher erläutert.
Figur 2 zeigt ein Prozessschema bzw. eine Anlage für das erfindungsgemäße Direkt- reduktions-Schmelzverfahren für Feinerze. Die Anlage weist zwei Reihen in Serie geschalteter Reduktionsaggregate R1 bis R4 auf, die parallel zueinander angeordnet und geschaltet sind, sodass analog zum Schema nach Fig. 1 das Reduktionsgas in den Reduktionsaggregaten im Gegenstrom zu den Einsatzstoffen geführt wird, welche durch das Reduktionsgas zumindest teilweise reduziert werden. Beide Reihen werden über Reduktionsgasleitungen mittels Reduktionsgas aus dem Schmelzaggregat 1 versorgt.
Das erfindungsgemäße Verfahren kann aber auch mit einer Anlage gemäß Fig. 1 betrieben werden, wobei die Reduktion nur in einer Reihe in Serie geschalteter Reduktionsaggregate betrieben wird.
Das Reduktionsgas wird durch Zugabe von Kohlenstoffträgern, wie stückiger Kohle K oder Feinkohle FK bzw. Kohlestäube KS in das Schmelzaggregat 1 erzeugt. Feinkohle bzw. Kohlestäube werden dabei in das Schmelzaggregat eingedüst. Das Roheisen RE wird gemeinsam mit Schlacke aus dem Schmelzaggregat 1 abgezogen.
Nach Reinigung des Reduktionsgases in einer trockenen Abscheideeinrichtung, wie z.B. einem Zyklon 2 wird das Reduktionsgas den Reduktionsaggregaten zugeführt. In der Abscheideeinrichtung 2 abgeschiedene Feststoffe werden in das Schmelzaggregat 1 rückgeführt.
Überschüssiges Reduktionsgas wird nach der Reinigung in der Abscheideeinrichtung 2 einem Wäscher 3 zugeführt und weiter gereinigt. Der Wäscher kann z.B. als Ringspaltwäscher ausgeführt sein, wobei über die Einstellung des Ringspaltes der Durchfluss durch den Wäscher geregelt werden kann, sodass der Druck im Schmelzaggregat 1 über den Wäscher 3 geregelt werden kann. Das gewaschene Reduktionsgas kann nun mit Topgas, das aus dem Reduktionsaggregat R4 abgezogen wird, gemischt werden und als Rezyklatgas mittels eines Kompressors 4 einer Cθ2-Abscheideeinrichtung 5 zugeführt werden. Abgeschiedene Gasanteile, die überwiegend CO2 aufweisen werden als Tailgas über die Tailgasleitung 6 abgeführt, wobei die Tailgasleitung 6 in die Exportgasleitung 7 einmündet, sodass überschüssiges Topgas gemeinsam mit Tailgas als Exportgas EG abgeführt werden kann. Das vom CO2 gereinigte Rezyklatgas wird als Produktgas über die Produktgasleitung 8 entweder in die Abscheideeinrichtung 2 oder direkt in die Reduktionsaggregate R1 geführt werden.
Das Topgas kann mittels eines Wärmetauschers 9, 9a gekühlt werden, wobei die dabei entzogene Wärme einem Wärmetauscher 10 zugeführt und zur Erwärmung des Produktgases genutzt wird. Weiters kann das Topgas nach der Kühlung im Wärmetauscher in Wäschern 16, 16a gereinigt werden.
Das Reduktionsgas und gegebenenfalls auch Produktgas werden den Reduktionsaggregaten R1 zugeführt. Diese durchströmen die Reduktionsaggregate im Gegenstrom zu den Einsatzstoffen E und gegebenenfalls den Zuschlagstoffen Z. Das Reduktionsaggregat R4 wird als Vorwärmaggregat zur Vorwärmung der Einsatzstoffe und der Zuschlagstoffe betrieben. Die Einsatzstoffe und die Zuschlagstoffe werden zunächst in einem Oxidtrockner 11 gemischt und getrocknet und über geeignete Einrichtungen den Reduktionsaggregaten R4 zugeführt.
Die zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe und gegebenenfalls die Zuschlagstoffe werden aus den Reduktionsaggregaten R1 der beiden Reihen ausgeschleust und zwei Einrichtungen zur Heißkompaktierung 12 und 13 zugeführt, sodass stückiges Gut, wie z.B. Briketts, erzeugt wird.
Dieses kann einer Einrichtung zum Abschrecken 14, wie z.B. einem Abschreckbecken, zugeführt und abgekühlt werden, sodass Oxidationsvorgänge vermieden werden können. Das bei der Reduktion erzeugte stückige Gut aus zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffen, wie Feinerze, insbesondere feine Eisenerze, und gegebenenfalls Zuschlagstoffe, wird als Low Reduced lron (LRI) bezeichnet und stellt einen hochwertigen Einsatzstoff für Schmelzreduktionsverfahren dar.
Das LRI kann in heißem Zustand direkt in ein Schmelzreduktionsaggregat 15 eingesetzt werden, wobei dieses vorteilhaft ein Hochofen ist. Alternativ kann auch kaltes LRI oder Mischungen aus heißem und kaltem LRI in das Schmelzreduktionsaggregat eingesetzt werden. Die zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe und gegebenenfalls die Zuschlagstoffe können als Briketts oder in einer anderen stückigen Form als Eisenträger an Stelle von Sinter in das Schmelzreduktionsaggregat eingebracht werden, sodass zumindest ein Teil des Sinters eingespart werden kann. Dadurch ist es möglich, dass im Sinterprozess an der Sinteranlage große Mengen an Sinter und/oder Pellets und/oder Stückerz eingespart werden können. Besonders vorteilhaft ist die Einsparung von Sinter, da die beim Sintern anfallenden Abgase und der dafür benötigte Koks deutlich reduziert werden können. Weiters kann auch die im Hochofen benötigte Koksmenge reduziert werden, da das an Stelle des Sinters eingebrachten LRI den spezifischen Energieverbrauch senkt. Gleichzeitig kann durch den reduzierten spezifischen Koksverbrauch die spezifische Leistung des Hochofens gesteigert werden. Anhand eines konkreten Beispieles gemäß Fig. 3 wird im Folgenden eine mögliche Prozessroute beispielhaft ausgeführt.
Die Anlage besteht aus einer Reihe 19 in Serie geschalteter Reduktionsaggregate, die mit einem Schmelzaggregat, im konkreten Fall mit einem Einschmelzvergaser 1 in Verbindung stehen. Dieser Anlagenteil ist als FINEX®-Anlage 18 bekannt. Zusätzlich steht der Einschmelzvergaser 1 mit einer weiteren Reihe 21 in Serie geschalteter Reduktionsaggregate in Verbindung. Die in dieser Reihe erzeugten zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe und Zuschlagsstoffe werden als Low Reduced lron (LRI) bezeichnet. Entsprechend wird dieser Anlagenteil 20 als LRI-Anlage bezeichnet. Die LRI-Anlage wird ebenso mit Reduktionsgas aus dem Einschmelzvergaser 1 betrieben, sodass die beiden Reihen von Reduktionsaggregaten im Wesentlichen parallel zueinander betrieben werden. Das LRI weist üblicherweise einen Reduktionsgrad von 60 bis 70% auf.
Als Einsatzstoffe kommen Konzentrate von Erzen 22, insbesondere Eisenerze, in Frage, wobei auf Basis von natürlich vorkommenden Erzen unter Anreicherung der Eisenoxide ein Erzkonzentrat erzeugt wird. Neben den Konzentraten werden Sintererze 23 verwendet. Dies sind Erze, die üblicherweise einer Sinteranlage zugesetzt werden und geringe Korngrößen aufweisen, also Feinerzen zuzurechnen sind.
Weiters werden Kohle 24 und Zuschlagstoffe 25 eingesetzt, wobei die Kohle in den Einschmelzvergaser zur Erzeugung des Reduktionsgases und zum Erschmelzen des Roheisens eingesetzt wird.
Auf Basis von jährlich
• 4 Mio. Tonnen Konzentrat
• 1 ,7 Mio. Tonnen Sintererz
• 1 ,7 Mio. Tonnen Kohle
• 0,7 Mio. Tonnen Zuschlagstoffe
• 130.000 Nm3/Stunde an Sauerstoff aus der Sauerstoffanlage 17
können pro Jahr etwa
• 2 Mio. Tonnen Roheisen und
• 2,2 Mio. Tonnen LRI
erzeugt werden, wobei die 2,2 Mio. Tonnen LRI einem Schmelzreduktionsaggregat, wie z.B. einem Hochofen als Ersatz für Sinter zugeführt werden kann. Zusätzlich wird ein Exportgas EG mit einem Energieinhalt von etwa 364 MW erzeugt, die einer externen Nutzung z.B. in einem Kraftwerk zugeführt werden kann. Auf Basis des LRI und Sinter, Koks und Zuschlagstoffen können damit in einem Hochofen etwa 4 Mio. Tonnen Roheisen erzeugt werden.
Durch den Einsatz des LRI im Hochofen ist es möglich bis zu 60% an Sinter durch LRI zu ersetzen, wobei dies durch Anpassungen der Fahrweise des Hochofens noch erhöht werden kann. In der Folge kann die Sinteranlage kleiner dimensioniert bzw. Sinterabgase und zum Sintern benötigter Koks reduziert werden.
Ein weiterer Vorteil besteht darin, dass die Im Hochofen benötigte Menge an Koks entsprechend reduziert werden kann, wobei bei einem LRI-Einsatz von 40 bis 50 % des Eisenanteils aller Eisenträger etwa 150 - 200 kg Koks je Tonne Roheisen eingespart werden kann. Bei einem Betrieb der FINEX®-Anlage mit der LRI-Anlage und einem Hochofen wird die gesamte Menge an Roheisen in etwa zu 25 - 40% über das Schmelzaggregat der FINEX®-Anlage und in etwa zu 60 - 75% über den Hochofen erzeugt. Neben dem verringerten Verbrauch an Koks und insgesamt an Kohlenstoffträgern fällt beim erfindungsgemäßen Verfahren weniger Exportgas an, sodass ein insgesamt effizienteres Verfahren bei geringerer Umweltbelastung sichergestellt werden kann. Damit sind erhebliche Kosten vorteile je Tonne erzeugtem Roheisen erzielbar. Die angeführten Mengenangaben werden durch die Art der verwendeten Cθ2-Abscheideein- richtung beeinflusst.
In Fig. 4 ist der Effekt einer geänderten CO2-Abscheideeinrichtung dargestellt. Wird an Stelle eines Druckwechselverfahrens zur Abscheidung von CO2 aus dem Rezyklatgas ein Vakuum-Druckwechselverfahren eingesetzt, so kann die Menge an LRI, die mit der Anlage erzeugt werden kann, erheblich gesteigert werden. Dabei gelingt es unter Anpassung der Mengen an Konzentrat, Sintererz und Zuschlagstoffen die Menge an LRI von etwa 2,2 Mio. auf 2,8 Mio. Tonnen zu steigern, wobei die Exportgasmenge reduziert werden kann. Die nötige Menge an Kohlenstoffträgern bleibt dabei unverändert. Der Heizwert des Exportgases EG reduziert sich bei Anwendung des Vakuum-Druckwechsel- verfahrens. Das Verfahren nutzt dabei eine noch effektivere Abscheidung von CO2, die durch die Absenkung des minimalen Drucks auf nahezu Vakuumniveau erzielt wird.
Bezugszeichenhste
1 Schmelzaggregat
2 Abscheideeinrichtung
3 Wäscher
4 Kompressor
5 CO2-Abscheideeinrichtung
6 Tailgasleitung
7 Exportgasleitung
8 Produktgasleitung
9, 9a Wärmetauscher
10 Wärmetauscher
11 Oxidtrockner
12,13 Einrichtung zur Heißkompaktierung
14 Einrichtung zum Abschrecken
15 Schmelzreduktionsaggregat
16,16a Wäscher
17 Sauerstoffanlage
18 FINEX®-Anlage
19 Reihe in Serie geschalteter Reduktionsaggregate (R1 , R2, R3, R4)
20 LRI-Anlage
21 weitere Reihe in Serie geschalteter Reduktionsaggregate (R1 , R2, R3, R4)
22 Konzentrate von Erzen
23 Sintererze
24 Kohle
25 Zuschlagstoffe
26 Chargierbehälter

Claims

ANSPRÜCHE
1. Verfahren zur Herstellung von Roheisen oder flüssigen Stahlvorprodukten in einem Schmelzaggregat, insbesondere einem Einschmelzvergaser, wobei eisenerzhältige Einsatzstoffe, insbesondere Feinerz, und gegebenenfalls Zuschlagsstoffe in zumindest einem Reduktionsaggregat mittels eines Reduktionsgases zumindest teilweise reduziert werden dadurch gekennzeichnet, dass ein erster Anteil der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe im Schmelzaggregat unter Zufuhr von Kohlenstoffträgern, insbesondere Kohle, und sauerstoffhaltigem Gas bei gleichzeitiger Bildung des Reduktionsgases eingeschmolzen wird, dass das Reduktionsgas dem Reduktionsaggregat zugeführt und nach Durchtritt durch dieses als Topgas bzjΛΛ_ajs_ExBθjrjb gas abgezogen wird, wobei ein zweiter Anteil der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe zum Reduzieren und Erschmelzen einem Schmelzreduktionsaggregat zugeführt wird.
2. Verfahren nach Anspruch 1 , dadurch gekennzeichnet, dass die Menge des zweiten Anteils der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe in Abhängigkeit von der gewünschten Topgasmenge und/oder der Exportgasmenge und/oder der Exportgasqualität festgelegt wird.
3. Verfahren nach Anspruch 1 oder 2, dadurch gekennzeichnet, dass die Menge des zweiten Anteils der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe das 0 - 1 ,2 fache der Menge des im Schmelzaggregat gewonnenen Roheisens beträgt.
4. Verfahren nach einem der obigen Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass die Menge des zweiten Anteils der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe 10 - 60%, insbesondere 20 - 40%, bezogen auf den Eisenanteil aller Eisenträger, die in das Schmelzreduktionsaggregat eingesetzt werden, beträgt.
5. Verfahren nach einem der obigen Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass der Reduktionsgrad beim zweiten Anteil der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe und/oder bei den im Schmelzaggregat eingesetzten Einsatzstoffen auf 40 - 95%, insbesondere 65 - 75%, eingestellt wird.
6. Verfahren nach einem der obigen Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass die zumindest teilweise Reduktion der eisenerzhältigen Einsatzstoffe in einer Reihe von 2 bis 6, insbesondere 3 oder 4, in Serie geschalteten Reduktionsaggregaten erfolgt, wobei das Reduktionsgas im Gegenstrom zu den zu reduzierenden eisenerzhältigen Einsatzstoffen geführt wird.
7. Verfahren nach einem der obigen Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass die Reduktion der eisenerzhältigen Einsatzstoffe und gegebenenfalls der Zuschlagsstoffe in zumindest zwei zueinander parallel geschalteter Reihen von in Serie geschalteten Reduktionsaggregaten erfolgt.
8. Verfahren nach einem der obigen Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass der zumindest teilweise reduzierte Einsatzstoff einer Kompaktierung, insbesondere einer Heißkompaktierung, wie z.B. einer Heißbrikettierung, zugeführt wird.
9. Verfahren nach einem der obigen Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass der zweite Anteil der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe, insbesondere anstelle von Sinter, als Eisenträger in das Schmelzreduktionsaggregat eingesetzt wird.
10. Verfahren nach einem der obigen Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass die zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe in heißem Zustand in das Schmelzaggregat und/oder in das Schmelzreduktionsaggregat eingebracht werden, gegebenenfalls unter Zumischung kalter teilweise reduzierter Einsatzstoffe.
11. Verfahren nach einem Ansprüche 1 bis 9, dadurch gekennzeichnet, dass die zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe heiß kompaktiert und zur Vermeidung von Oxidationsvorgängen, insbesondere durch Abschrecken in einem Wasserbad, gekühlt werden.
12. Verfahren nach einem der obigen Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass die Reduktion der Einsatzstoffe in einer, insbesondere zirkulierenden oder blasenbildenden, Wirbelschicht im Reduktionsaggregat erfolgt.
13. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 11 , dadurch gekennzeichnet, dass die Reduktion der Einsatzstoffe in einem Reduktionsschachtofen, einem Drehrohrofen oder einem Drehherdofen erfolgt, wobei die Einsatzstoffe in Form von Pellets und/oder als stückiges Erz und/oder als Sinter eingesetzt werden.
14. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 11 , dadurch gekennzeichnet, dass die Reduktion der Einsatzstoffe in übereinanderliegenden Ebenen in einem Reduktionsetagenofen erfolgt, wobei die Einsatzstoffe mittels eines Räumers zwangsgeführt werden.
15. Verfahren nach einem der obigen Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass das aus dem Schmelzaggregat abgezogene Reduktionsgas, insbesondere trocken, in einer Abscheideeinrichtung, bevorzugt in einem Zyklon oder einem Reduktionszyklon, entstaubt und dem zumindest einen Reduktionsaggregat zugeführt wird.
16. Verfahren nach einem der obigen Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass überschüssiges Reduktionsgas entstaubt, gewaschen, gegebenenfalls mit Topgas gemischt und komprimiert als Rezyklatgas, zur Abscheidung zumindest eines Teiles von CO2 aus dem Rezyklatgas, einer CO2-Abscheidungseinheit zugeführt und anschließend als Produktgas in die Abscheideeinrichtung oder direkt in das Reduktionsaggregat geführt wird.
17. Verfahren nach einem der obigen Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass der Druck im Schmelzaggregat mittels eines Wäschers zum Waschen des überschüssigen Reduktionsgases eingestellt wird.
18. Verfahren nach Anspruch 16 oder 17, dadurch gekennzeichnet, dass das Produktgas vor dessen Rückführung in die Abscheideeinrichtung oder direkt in das Reduktionsaggregat erwärmt wird.
19. Verfahren nach einem der Ansprüche 16 bis 18, dadurch gekennzeichnet, dass das Topgas vor dem Mischen mit dem überschüssigen, entstaubten Reduktionsgas gekühlt und gewaschen wird, wobei die aus dem Topgas abgeführte Wärme zur Erwärmung des Produktgases vor dessen Rückführung in die Abscheideeinrichtung oder in das Reduktionsaggregat genutzt wird.
20. Verfahren nach einem der Ansprüche 16 bis 19, dadurch gekennzeichnet, dass das abgeschiedene CO2 gemeinsam mit Topgas als Exportgas abgeführt wird.
21. Verfahren nach einem der Ansprüche 16 bis 20, dadurch gekennzeichnet, dass die Menge an Rezyklatgas und die Menge an Kohlenstoffträgern, insbesondere Kohle, im Schmelzaggregat in Abhängigkeit von der Menge der zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe festgelegt wird.
22. Verfahren nach einem der obigen Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass das Reduktionsgas im Reduktionsaggregat unter Zufuhr von Sauerstoff zur Einstellung der Temperatur des Reduktionsaggregates teilweise verbrannt wird.
23. Verfahren nach einem der obigen Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass die Einsatzstoffe mit Additiven, insbesondere Kalkstein, Branntkalk, gelöschter Kalk, Dolomit, gebrannter oder gelöschter Dolomit oder Quarz, gemischt und vorzugsweise vor dessen Einsatz in das zumindest eine Reduktionsaggregat getrocknet werden, wobei die Einsatzstoffe und die Additive in etwa die gleiche Korngröße aufweisen.
24. Anlage zur Herstellung von Roheisen oder flüssigen Stahlvorprodukten gemäß dem Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 23 mit einem Schmelzaggregat (1 ), insbesondere einem Einschmelzvergaser, und zumindest einem Reduktionsaggregat (R1 , R2, R3, R4) zur Reduktion eisenerzhältiger Einsatzstoffe und gegebenenfalls Zuschlagsstoffen mittels eines im Schmelzaggregat (1 ) unter Zufuhr von Kohlenstoffträgern, insbesondere Kohle, und sauerstoffhaltigem Gas gebildeten Reduktionsgases, dadurch gekennzeichnet, dass zumindest zwei Reihen von 2 bis 6, insbesondere 3 oder 4, in Serie geschalteter Reduktionsaggregate vorgesehen sind, wobei jeder Reihe eine Einrichtung zur Heißkompaktierung (12, 13), insbesondere eine Heißbri- kettierung, nachgeschaltet ist.
25. Anlage nach Anspruch 24, dadurch gekennzeichnet, dass eine der Einrichtungen zur Heißkompaktierung (12, 13) mit einem Chargierbehälter (26) oder einem Reduktionsschacht, zur Aufnahme bzw. zur weiteren Reduktion der kompaktierten, zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe in Verbindung steht, wobei dieser über dem Schmelzaggregat (1 ) angeordnet ist, sodass eine Chargierung in das Schmelzaggregat (1 ) möglich ist.
26. Anlage nach Anspruch 24 oder 25, dadurch gekennzeichnet, dass eine der Einrichtungen zur Heißkompaktierung (12, 13) mit einer Einrichtung zum Abschrecken (14) der kompaktierten, zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe verbunden ist.
27. Anlage nach einem der Ansprüche 24 bis 26, dadurch gekennzeichnet, dass eine der Einrichtungen zur Heißkompaktierung (12, 13) mit einem Schmelzreduktionsaggregat (15), insbesondere einem Hochofen, einem Elektroniederschachtofen oder einem Schmelzbadofen, derart gekoppelt ist, dass die kompaktierten, zumindest teilweise reduzierten Einsatzstoffe in das Schmelzreduktionsaggregat (15) eingebracht werden können.
28. Anlage nach einem der Ansprüche 24 bis 27, dadurch gekennzeichnet, dass das Schmelzaggregat (1 ) über eine Leitung mit einer Abscheideeinrichtung (2), insbesondere einer Trocken-Entstaubungseinrichtung, bevorzugt einem Zyklon oder einem Reduktionszyklon, zur Abscheidung von Stäuben aus dem Reduktionsgas verbunden ist, wobei das entstaubte Reduktionsgas über eine Reduktionsgaszuleitung den Reihen von Reduktionsaggregaten (19, 21 ) zugeführt werden kann.
29. Anlage nach einem der Ansprüche 24 bis 28, dadurch gekennzeichnet, dass die Reduktionsgaszuleitung mit einem Wäscher (3) für überschüssiges Reduktionsgas derart verbunden ist, dass Reduktionsgas, dass nicht in den Reduktionsaggregaten benötigt wird, abgeführt und gewaschen werden kann.
30. Anlage nach Anspruch 29, dadurch gekennzeichnet, dass der Wäscher (3) mittels einer Rezyklatgasleitung mit einer CO2-Abscheidungseinheit (5), insbesondere auf Basis eines Adsorptionsprozesses unter Druckwechsel oder eines Chemisorp- tionsprozess, zur Abscheidung von CO2 aus dem gewaschenen Reduktionsgas verbunden ist, wobei das dabei gebildete Produktgas über eine Produktgasleitung der Abscheideeinrichtung (2) oder den Reduktionsaggregaten (R1 , R2, R3, R4) zuführbar ist.
31. Anlage nach Anspruch 30, dadurch gekennzeichnet, dass zumindest eine der Reihen der Reduktionsaggregate (19, 21 ) über eine Topgasableitung mit der Rezyklatgasleitung verbunden ist, sodass das aus den Reduktionsaggregaten (R1 , R2, R3, R4) abgeführte Topgas mit dem gewaschenen überschüssigen Reduktionsgas mischbar und über einen Kompressor (4) der CO2-Abscheidungseinheit (5) zuführbar ist.
32. Anlage nach Anspruch 31 , dadurch gekennzeichnet, dass die Topgasleitung und die Produktgasleitung je zumindest einen Wärmetauscher (9, 9a) zur Kühlung des Topgases bzw. zur Erwärmung des Produktgases aufweisen, wobei die vom Topgas abgeführte Wärme dem Produktgas zugeführt werden kann.
33. Anlage nach einem der Ansprüche 24 bis 32, dadurch gekennzeichnet, dass zumindest ein Oxidtrockner (11 ) zum Mischen und Trocknen der eisenerzhältigen Einsatzstoffe und gegebenenfalls der Zuschlagsstoffe vorgesehen ist, wobei dieser über Transporteinrichtungen und Aufgabebehälter mit den Reihen der Reduktionsaggregate (19, 21 ) verbunden ist.
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Families Citing this family (19)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AT507823B1 (de) * 2009-01-30 2011-01-15 Siemens Vai Metals Tech Gmbh Verfahren und anlage zur herstellung von roheisen oder flüssigen stahlvorprodukten
AT507955B1 (de) 2009-02-20 2011-02-15 Siemens Vai Metals Tech Gmbh Verfahren und anlage zum herstellen von substitutgas
AT508953B1 (de) 2009-10-16 2011-07-15 Siemens Vai Metals Tech Gmbh Verfahren und vorrichtung zur chargierung in ein einschmelzaggregat
AT509073B1 (de) * 2009-12-23 2011-06-15 Siemens Vai Metals Tech Gmbh Verfahren und vorrichtung zur bereitstellung von reduktionsgas aus generatorgas
AT509357B1 (de) 2010-01-15 2012-01-15 Siemens Vai Metals Tech Gmbh Verfahren und vorrichtung zur reduktion von eisenerzhältigen einsatzstoffen oder zur herstellung von roheisen oder flüssigen stahlvorprodukten
AT509735B1 (de) * 2010-05-11 2012-03-15 Siemens Vai Metals Tech Gmbh Verfahren und vorrichtung zur herstellung von zumindest teilweise reduzierten metallerzen und/oder metallen
KR101289217B1 (ko) * 2010-12-28 2013-07-29 주식회사 포스코 일관제철시스템 및 일관제철방법
AT510565B1 (de) 2011-06-21 2012-05-15 Siemens Vai Metals Tech Gmbh Vorrichtung zur regelung von prozessgasen in einer anlage zur herstellung von direkt reduzierten metallerzen
AT511888B1 (de) 2011-09-13 2013-06-15 Siemens Vai Metals Tech Gmbh Vorrichtung zur energieoptimierung in einer anlage zur herstellung von direkt reduzierten metallerzen
AT511992B1 (de) * 2011-09-29 2013-12-15 Siemens Vai Metals Tech Gmbh Verfahren und vorrichtung zur herstellung von wasserstoff aus bei der roheisenerzeugung anfallenden gasen
WO2013100520A1 (ko) * 2011-12-28 2013-07-04 주식회사 포스코 일관제철시스템 및 일관제철방법
KR101316382B1 (ko) 2011-12-28 2013-10-08 주식회사 포스코 일관제철시스템 및 일관제철방법
KR101356068B1 (ko) * 2012-08-21 2014-01-28 주식회사 포스코 용철 제조 장치 및 용철 제조 방법
KR101376138B1 (ko) * 2012-12-27 2014-03-19 주식회사 포스코 용철제조장치 및 용철제조방법
KR101568732B1 (ko) 2014-06-16 2015-11-13 주식회사 포스코 소성 장치 및 환원철 제조 방법
EP3216880B1 (de) * 2014-11-06 2019-06-19 Posco Kompositeisenschmelzeherstellungsvorrichtung
KR101660697B1 (ko) * 2015-09-24 2016-09-28 주식회사 포스코 용철 제조 장치 및 제조 방법
US11427877B2 (en) 2017-09-21 2022-08-30 Nucor Corporation Direct reduced iron (DRI) heat treatment, products formed therefrom, and use thereof
CN115341065B (zh) * 2021-05-14 2023-08-11 宝山钢铁股份有限公司 一种碳排放低于零的热压铁块生产方法

Family Cites Families (17)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US614053A (en) * 1898-11-08 Circular saw
US3759697A (en) * 1970-09-30 1973-09-18 Exxon Research Engineering Co Iron ore reduction process
IT990357B (it) * 1973-08-06 1975-06-20 Centro Speriment Metallurg Procedimento per la preparazione della fase solida di alimentazione per reattori a letto fluido
DE3669535D1 (de) * 1986-08-12 1990-04-19 Voest Alpine Ind Anlagen Huettenwerk sowie verfahren zum betrieb eines solchen huettenwerkes.
AT404254B (de) 1993-07-05 1998-10-27 Voest Alpine Ind Anlagen Verfahren und anlage zur herstellung von roheisen oder flüssigen stahlvorprodukten aus eisenerzhältigen einsatzstoffen
DE4343957C2 (de) * 1993-12-22 1997-03-20 Tech Resources Pty Ltd Konverterverfahren zur Produktion von Eisen
AT406380B (de) * 1996-03-05 2000-04-25 Voest Alpine Ind Anlagen Verfahren zum herstellen von flüssigem roheisen oder flüssigen stahlvorprodukten sowie anlage zur durchführung des verfahrens
AT406382B (de) * 1996-11-06 2000-04-25 Voest Alpine Ind Anlagen Verfahren zum herstellen von eisenschwamm durch direktreduktion von eisenoxidhältigem material
AT404256B (de) * 1996-11-06 1998-10-27 Voest Alpine Ind Anlagen Verfahren zum herstellen von eisenschwamm
AT408991B (de) * 2000-04-28 2002-04-25 Voest Alpine Ind Anlagen Verfahren und anlage zur herstellung einer metallschmelze
US6519942B2 (en) * 2001-01-23 2003-02-18 Reginald Wintrell Systems and methods for harvesting energy from direct iron-making off gases
KR101022447B1 (ko) * 2002-12-21 2011-03-15 주식회사 포스코 분환원철 및 소성부원료를 고온 괴성화하는 용철제조장치및 그 용철제조방법
KR101121197B1 (ko) * 2004-07-30 2012-03-23 주식회사 포스코 일반탄 및 분철광석을 직접 사용하는 용융가스화로에 미분탄재를 취입하는 용철제조장치 및 그 용철제조방법
WO2006011774A1 (en) 2004-07-30 2006-02-02 Posco Apparatus for manufacturing molten irons by injecting fine coals into a melter-gasifier and the method using the same.
EP1802780B1 (de) * 2004-10-19 2011-06-22 Posco Vorrichtung zur herstellung von verdichtetem eisen aus reduzierten materialien mit feinem, direkt reduziertem eisen und vorrichtung zur herstellung geschmolzenen eisens damit
UA79476C2 (en) 2005-01-17 2007-06-25 Anatolii Tymofiiovych Neklesa Method for direct reduction of ferric oxides with obtaining iron melt and unit for realizing the same
UA27764U (en) 2007-07-17 2007-11-12 Voda Production Technological Well jet pump

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
See references of WO2009146982A1 *

Also Published As

Publication number Publication date
CL2009001362A1 (es) 2010-06-04
RU2490333C2 (ru) 2013-08-20
US9181594B2 (en) 2015-11-10
AR072053A1 (es) 2010-08-04
WO2009146982A1 (de) 2009-12-10
KR20110015689A (ko) 2011-02-16
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