EP4256092A1 - Verfahren und einschmelzaggregat zum pyrometallurgischen einschmelzen von metallhaltigen rohstoffen, reststoffen und/oder sekundärreststoffen - Google Patents

Verfahren und einschmelzaggregat zum pyrometallurgischen einschmelzen von metallhaltigen rohstoffen, reststoffen und/oder sekundärreststoffen

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Publication number
EP4256092A1
EP4256092A1 EP21823829.3A EP21823829A EP4256092A1 EP 4256092 A1 EP4256092 A1 EP 4256092A1 EP 21823829 A EP21823829 A EP 21823829A EP 4256092 A1 EP4256092 A1 EP 4256092A1
Authority
EP
European Patent Office
Prior art keywords
gas
slag phase
oxidizing
reducing
gas mixture
Prior art date
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Pending
Application number
EP21823829.3A
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Frank KAUSSEN
Nikolaus Peter Kurt Borowski
Timm Lux
Rolf Degel
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.)
SMS Group GmbH
Original Assignee
SMS Group GmbH
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Filing date
Publication date
Application filed by SMS Group GmbH filed Critical SMS Group GmbH
Publication of EP4256092A1 publication Critical patent/EP4256092A1/de
Pending legal-status Critical Current

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    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B9/00—General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
    • C22B9/05—Refining by treating with gases, e.g. gas flushing also refining by means of a material generating gas in situ
    • 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
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/5211—Manufacture of steel in electric furnaces in an alternating current [AC] electric arc furnace
    • C21C5/5217—Manufacture of steel in electric furnaces in an alternating current [AC] electric arc furnace equipped with burners or devices for injecting gas, i.e. oxygen, or pulverulent materials into the furnace
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B3/00—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Electric arc furnaces ; Tank furnaces
    • F27B3/10—Details, accessories or equipment, e.g. dust-collectors, specially adapted for hearth-type furnaces
    • F27B3/22—Arrangements of air or gas supply devices
    • 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
    • C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
    • C21C7/04—Removing impurities by adding a treating agent
    • C21C7/072—Treatment with gases
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
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    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B9/00—General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
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    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a method and a melting unit for the pyrometallurgical melting of metal-containing raw materials, residues and/or secondary residues in the presence of an oxidizing, reducing and/or inert gas.
  • WO 91/05214 discloses a TSL (top submerged lancing) system and a method for feeding a fluid into a pyrometallurgical melt, the fluid, for example oxygen, being injected directly into the melt.
  • European patent EP 0 723 129 B1 discloses a melting process for scrap, mixtures of scrap and cast iron, and mixtures of scrap and sponge iron in electric arc furnaces.
  • an oxidizing gas is fed through tuyeres located in the bottom of the furnace with pressures of maximum 10 bar and flow rates in the range of 168 - 360 Nm 3 /h.
  • oxygen is fed into the molten bath by means of supersonic lances operating in an operative position just above the surface of the molten metal and thus within the slag phase.
  • the supersonic lances introduce the oxygen into the molten bath at an angle of 40° to 50° to the horizontal.
  • page 1 smelting reactor This has a circular chamber which is delimited by a coolable reactor wall.
  • Several oxygen lances are arranged in the reactor wall below a slag opening, at an angle of 5° - 60° to the horizontal and with an offset to the center of the chamber, so that the oxygen can be injected directly into the melt and the melt within the circular chamber into a Rotation can be brought.
  • the object of the present invention is therefore to provide a method and a melting unit with which the disadvantages of the prior art can be overcome.
  • the object is achieved by a method with the features of patent claim 1 and with a melting unit with the features of patent claim 14 .
  • a melting unit which comprises a melting zone, a main reaction zone and a secondary reaction zone, and in the presence of an oxidizing, reducing and/or inert gas and / Or gas mixture melted down, so that a liquid melt phase, a liquid slag phase and a gas phase is formed.
  • Page 2 The method is characterized in that the oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture is arranged via at least one in the melting unit above the liquid slag phase and without contact with it and at an angle of 5° to 85°, preferably at an angle of 15° to 80°, more preferably at an angle of 25° to 75°, even more preferably at an angle of 35° to 70°, relative to the horizontal oriented injector into the liquid slag phase.
  • the invention provides a melting unit that is suitable for the pyrometallurgical melting of metal-containing raw materials, residues and/or secondary residues in the presence of an oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture, having a melting zone delimited by a reactor wall, main - and secondary reaction zone, and at least one injector arranged in the reactor wall.
  • the melting unit is characterized in that the at least one injector is arranged in the secondary reaction zone and at an angle of 5 to 85°, preferably at an angle of 15° to 80°, more preferably at an angle of 25° to 75°, even more preferably at an angle of 35° to 70° relative to the horizontal, so that the oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture can be blown into the liquid slag phase above it.
  • the oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture is blown or can be blown into the liquid slag phase via at least one injector arranged above the bath level and positioned at a specific angle to the horizontal.
  • the term "contactless” means that the at least one injector, via which the oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture can be injected into the melting unit, both during injection and in the process steps in between, is not in continuous contact with the liquid slag phase, but at a specific distance from it and thus above the bath level throughout the process
  • injector in the context of the present invention is understood to mean a lance or an injection tube which is essentially formed from a hollow-cylindrical element.
  • melting unit is understood to mean a conventional bath melting unit which comprises a hollow cylinder, hollow cone or hollow cuboid standing on a round or square base, the height of the hollow cylinder, hollow cone or hollow cuboid being a multiple of its length and width. Provision is therefore preferably made for the main reaction zone of the melting unit, which is arranged above the melting zone, to have a substantially circular and/or oval-shaped cross section.
  • EAF electric arc furnaces
  • SAF submerged arc furnaces
  • IF induction furnaces
  • the at least one injector via which the oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture is blown into the liquid slag phase without contact, has a minimum distance of 0.10 m, preferably a minimum distance of 0.15 m, more preferably a minimum distance of 0.20 m, more preferably a minimum distance of 0.25 m, and most preferably a minimum distance of 0.30 m to the surface of the liquid slag phase, based on the injector tip.
  • a minimum distance of 0.10 m preferably a minimum distance of 0.15 m, more preferably a minimum distance of 0.20 m, more preferably a minimum distance of 0.25 m, and most preferably a minimum distance of 0.30 m to the surface of the liquid slag phase, based on the injector tip.
  • the at least one injector via which the oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture is blown into the liquid slag phase without contact, should not exceed a maximum distance from the surface of the liquid slag phase. It is therefore advantageously provided that the at least one injector is at a maximum distance of 2.50 m, preferably a maximum distance of 2.0 m, more preferably a maximum distance of 1.50 m, even more preferably a maximum distance of 1.0 m, and most preferably a maximum distance of 0.80 m to the Has surface of the liquid slag phase, based on the injector tip.
  • the bath level of the liquid slag phase does not have a static bath level or slag level throughout the entire process, but rather this can vary due to the different process phases. It is therefore particularly preferred that the at least one injector, via which the oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture is blown into the liquid slag phase without contact, is positioned in the melting unit in such a way that a distance in the range of 0.30 m to 2.0 m, very particularly preferably a distance in the range from 0.50 m to 1.70 m, is ensured from the surface of the liquid slag phase.
  • the oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture is preferably blown into the liquid slag phase in such a way that it
  • the penetration depth can be adjusted by specifically adjusting the speed and the gas flow pulse of the injected oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture, so that, if required and depending on the two parameters, penetration down to the liquid melt phase can also be achieved.
  • the metal-containing molten phase arranged below the liquid slag phase can also be manipulated.
  • cavitations in the liquid slag phase can be briefly torn open by the gas jet, into which the metal-containing raw materials, residues and/or secondary residues are then torn and better decomposed within the slag phase.
  • the oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture blown into the slag phase via the at least one injector can more preferably flow at a speed of at least 50 m/s, preferably at a speed of at least 100 m/s at a speed of at least 150 m/s, more preferably at a speed of at least 200 m/s, more preferably at a speed of at least 250 m/s, and most preferably at a speed of at least 300 m/s where the velocity values mentioned here are exit velocities which the respective gas has when exiting the injector, ie at its tip.
  • the oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture flows at a maximum speed of 1000 m/s, more preferably at a maximum speed of 800 m/s, even more preferably at a speed of at most 600 m/s, more preferably at a speed
  • the at least one injector comprises a Laval nozzle, via which the oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture is blown into the liquid slag phase.
  • a Laval nozzle is characterized in that it comprises a convergent and a divergent section, which adjoin one another at a nozzle throat. The radius in the narrowest cross-section, the outlet radius and the nozzle length can vary depending on the particular design.
  • Such a Laval nozzle is known from publication DE 10 2011 002 616 A1, to which reference is made here and which represents part of the disclosure of the present invention.
  • the Laval nozzle additionally has a coaxial nozzle or an annular gap nozzle, via which a second oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture can be blown onto the slag phase.
  • the first oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture is blown into the liquid slag phase by means of the injector, preferably comprising a supersonic Laval nozzle, in such a way that it penetrates it, the second oxidizing, reducing and/or inert gas - and/or gas mixture only blown onto the slag phase via the annular gap nozzle and does not penetrate it.
  • the second oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture is therefore referred to as "envelope gas" within the meaning of the present invention, whereas the first oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture is referred to below as "reaction gas”. referred to as.
  • the first and/or the second oxidizing gas and/or gas mixture is preferably selected from the series comprising oxygen, air and/or
  • the first and/or the second reducing gas and/or gas mixture is preferably selected from the series comprising natural gas, in particular methane, carbon monoxide, steam, hydrogen, in particular green hydrogen, and/or gas mixtures thereof.
  • the first and/or the second inert gas and/or gas mixture is preferably selected from the series comprising nitrogen, argon, carbon dioxide and/or gas mixtures thereof.
  • green hydrogen is understood to mean that it has been produced electrolytically by splitting water into oxygen and hydrogen, with the electricity required for the electrolysis coming from renewable energies such as wind, hydropower and/or the sun .
  • the possibility of introducing a reactive and/or an inert enveloping gas and/or an enveloping gas mixture into the melting unit in addition to the reaction gas advantageously allows the chemical potential to be controlled and the oxygen partial pressure in the liquid slag phase and the gas phase to be regulated.
  • the chemical potential of the gas phase is formed by the reaction from the metal-containing raw materials to be melted, residues and/or secondary residues, the reaction gas introduced via the injector, the resulting reaction gas bubbles in the liquid melt and slag phase and the enveloping gas supplied.
  • the composition of the reaction gas that is blown into the liquid slag phase can be kept constant, while the composition of the enveloping gas can be changed in a targeted manner depending on the requirements for optimal control of the chemical potential of the gas atmosphere.
  • the composition of the enveloping gas that is blown onto the slag phase can be kept constant, while the composition of the reaction gas or reaction gas mixture fed into the liquid slag phase is specifically controlled as a function of the requirements for optimal control of the chemical potential can be changed.
  • Preferred flow rates at which the reaction gas is blown into the liquid slag phase are at least 300 Nm 3 /h, preferably at least 350 Nm 3 /h, more preferably at least 400 Nm 3 /h, even more preferably at least 450 Nm 3 /h and am most preferably at least 500 Nm 3 /h. Since the flow rates represent a reference-dependent variable, they can also be larger depending on the unit size.
  • the arrangement of the at least one injector causes the liquid melt phase to rotate at a specific angle to the horizontal, so that a vortex is formed within the main and secondary reaction zones.
  • the reaction gas is fed tangentially via the at least one injector into is blown into the slag phase with reference to an imaginary flow ring, the flow ring comprising a diameter of 0.1 to 0.9 times the inner diameter, more preferably 0.1 to 0.8 times the inner diameter, even more preferably 0.2 to 0.7 times of the inside diameter, and most preferably 0.2 to 0.6 times the inside diameter of the main reaction zone.
  • a vortex can be formed in the center of this, over which the
  • Page 10 crushed metal-containing raw materials, residues and / or secondary residues can be introduced directly into the liquid melt phase and / or at least directly absorbed by the liquid slag phase and can thus be decomposed much faster in the process.
  • the decomposition process takes place in the desired main reaction zone or in the liquid slag phase and not on its surface.
  • the metal-containing raw materials, residues and/or secondary residues are fed through an opening of the melting unit arranged above the liquid slag phase into the center of the slag phase.
  • the effect described above is particularly advantageous if the reaction gas is blown into the liquid slag phase via at least two, more preferably via at least three, even more preferably via at least four, and most preferably via at least five injectors arranged in a wall of the melting unit , wherein the plurality of injectors are particularly preferably arranged at an equal distance along the circumference of the melter.
  • the crushed and/or possibly powdered metal-containing raw materials, residues and/or secondary residues can be injected via at least one, preferably at least two, more preferably at least three, injection lance(s) arranged in the area of the at least one injector is to be added to the liquid slag phase.
  • the crushed and/or possibly powdered material can be blown directly into the liquid slag phase via the at least one, advantageously several, injection lance, more preferably directly into the cavitation generated by the at least one injector within the liquid slag phase, and/or directly into
  • page 11 are blown into the gas jet of the injector, as a result of which the crushed and/or possibly powdered metal-containing raw materials, residues and/or secondary residues then enter the liquid slag phase.
  • the material has an average particle size of 0.01 to 5.0 mm, preferably an average particle size of less than 3.5 mm, more preferably an average particle size of less than 3.0 mm.
  • reaction gas blown into the slag phase via the at least one injector can be pulsed.
  • the metal-containing raw materials, residues and/or secondary residues used in the present melting process can, if they contain a noticeable proportion of hydrocarbons, have a high energy content, which requires intensive cooling of the melting process.
  • the oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture is supplied in compressed form via the at least one injector and expands adiabatically within the melting unit and then as an adiabatically expanded gas and/or gas mixture into the liquid Slag phase is blown.
  • the adiabatic expansion of the reaction gas can be adjusted in such a way that a cooling effect of at least 10 J/Nm 3 , more preferably a cooling effect of at least 100 J/Nm 3 , more preferably a cooling effect of at least 1.0 kJ/Nm 3 , and most preferably a cooling effect of at least 5.0 kJ/Nm 3 can be achieved.
  • the maximum value of the achievable cooling effect is physically limited by the Joule-Thompson effect. Therefore, by adjusting the pressure, the flow and/or the nozzle geometry of the injector, which preferably includes the Laval nozzle, the adiabatic expansion of the reaction gas can be adjusted in such a way that a maximum cooling effect of 100 KJ/Nm 3 , more preferably a maximum cooling effect of 90 kJ/Nm 3 , even more preferably a maximum cooling effect of 80 kJ/Nm 3 , and most preferably a maximum cooling effect of 70 kJ/Nm 3 can be achieved.
  • the external cooling measures which are usually carried out using cooling panels and/or cooling channels, can advantageously be expanded, which significantly simplifies the entire cooling management and improved. Furthermore, the service life of the refractory lining can through the direct cooling
  • the method according to the invention is basically intended for the pyrometallurgical melting down of metal-containing raw materials, residues and/or secondary residues.
  • it is about antimony, bismuth, lead, iron, gallium, gold, indium, copper, nickel, palladium, platinum, rhodium, ruthenium, silver, zinc - and/or raw, residual and/or secondary residues containing tin, such as scrap containing organics in particular.
  • scrap containing organics is any scrap that includes an organic component.
  • Preferred scrap containing organics is selected from the series comprising electronic scrap, car shredder scrap and/or transformer shredder scrap, in particular shredder light fractions.
  • the term “electronic scrap” is understood to mean old electronic devices that are defined in accordance with EU Directive 2002/96/EC.
  • Device categories covered by this directive relate to large household appliances; small household appliances; IT and telecommunications equipment; Consumer electronics devices; lighting fixtures; electric and electronic tools (except for large stationary industrial tools); electric toys and sports and leisure equipment; medical devices (excluding all implanted and infected products); monitoring and control instruments; and automatic dispensers.
  • Appendix IB of the directive With regard to the individual products that fall into the corresponding device category, reference is made to Appendix IB of the directive.
  • the present invention also relates to a method for the pyrometallurgical melting down of metal-containing raw materials
  • Residues and/or secondary residues these being fed in comminuted form to a melting unit which comprises a melting zone, a main reaction zone and a secondary reaction zone, and being melted down in the presence of an oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture, so that a liquid melting phase, a liquid slag phase and a gas phase is formed, with the oxidizing, reducing and/or inert gas and/or gas mixture being fed in compressed form via at least one injector and expanding adiabatically within the melting unit and then as an adiabatically expanded gas and/or gas mixture into the liquid Slag phase is blown in, preferably in such a way that a cooling effect of at least 10 J/Nm 3 is achieved.
  • FIG. 1 shows an embodiment variant of the melting unit according to the invention in a schematic sectional representation
  • FIG. 2 shows a representation of the melting unit according to section line A-A.
  • FIG. 1 shows a schematic representation of an embodiment variant of the melting unit 1 according to the invention, which is used for the pyrometallurgical melting of metal-containing raw materials, residues and/or secondary residues, subsequently referred to as material M
  • reaction gas G oxidizing, reducing and / or inert gas and/or gas mixture G
  • the smelting unit 1 shown here is designed in the form of a conventional bath smelting unit, which in the lower area comprises a base area 2 and a reactor wall 3 which extends vertically from the base area 2 and is essentially cylindrical and which has a first conical area 4 and a second conical area Region 5 has.
  • the melting unit 1 comprises a melting zone 6, a main and a secondary reaction zone 7, 8.
  • the first conical area 4 of the melting unit 1 is configured in such a way that it includes the melting zone 6 and the main reaction zone 7 .
  • the secondary reaction zone 8 extends above the main reaction zone 7.
  • the crushed material M to be melted is melted in the presence of the reaction gas G, so that a liquid melt phase 9 and a liquid slag phase 10 are formed.
  • the reaction gas G is blown into the melting unit 1 via injectors 11 arranged in the reactor wall 3 .
  • the injectors 11 are arranged between the first conical area 4 and the second conical area 5 in a ring element 12, which includes specifically designed and water-cooled ports 13, in which the injectors 11 are positioned accordingly.
  • reaction gas G is injected into the slag phase 10 via the injectors 11 arranged in the melt-down unit 1 above the liquid slag phase 10 or in the secondary reaction zone 8
  • the injectors 11 are aligned at a specific angle and are arranged above the liquid slag phase 10 .
  • the angle can be in the range from 5° to 85° relative to the horizontal H, for example.
  • Each of the injectors 11 has a Laval nozzle 14 via which the reaction gas G can be blown into the slag phase 10 at supersonic speed. Furthermore, the reaction gas G is compressed via the injectors 11, which preferably each comprise a Laval nozzle 14, and is fed into the melt-down unit 1 and adiabatically expanded within the melt-down unit 1 and then blown into the liquid slag phase 10 as an adiabatically expanded reaction gas, particularly preferably in such a way that in an amount of heat adapted to the process can be extracted from an exothermic reaction process.
  • each of the injectors 11 also includes a coaxial nozzle 15 via which an enveloping gas (not shown) can be blown onto the liquid slag phase 10 .
  • FIG. 2 shows a representation of the melting unit 1 according to section line A-A.
  • the three injectors 11 arranged at the same distance from one another can be seen, via which the reaction gas G is blown tangentially with respect to an imaginary flow ring 16 into the liquid slag phase 10, with the flow ring 16 having a diameter of 0.1 to 0.9 times the inner diameter of the main reaction zone 7 corresponds.
  • the material M to be melted down can be fed into the center of the meltdown unit 1 through an opening 17 of the meltdown unit 1 arranged above the slag phase 10 . Additionally or alternatively, this can also have a

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Abstract

Die vorliegende Erfindung betrifft ein Verfahren sowie ein Einschmelzaggregat (1) zum pyrometallurgischen Einschmelzen von metallhaltigen Rohstoffen, Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen (M) in Anwesenheit eines oxidierenden, reduzierenden und/oder inerten Gases (G).

Description

Verfahren und Einschmelzaggregat zum pyrometallurgischen Einschmelzen von metallhaltigen Rohstoffen, Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen
Die vorliegende Erfindung betrifft ein Verfahren sowie ein Einschmelzaggregat zum pyrometallurgischen Einschmelzen von metallhaltigen Rohstoffen, Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen in Anwesenheit eines oxidierenden, reduzierenden und/oder inerten Gases.
Aus dem Stand der Technik sind Verfahren sowie entsprechende Einschmelzaggregate zum pyrometallurgischen Einschmelzen von metallhaltigen Rohstoffen, Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen grundsätzlich bekannt. So offenbart beispielsweise die WO 91/05214 ein TSL (top submerged lancing) System und ein Verfahren zum Zuführen eines Fluids in eine pyrometallurgische Schmelze, wobei das Fluid, beispielsweise Sauerstoff, direkt in die Schmelze injiziert wird.
Das europäische Patent EP 0 723 129 B1 offenbart ein Schmelzverfahren für Schrotte, Mischungen aus Schrotten und Gusseisen, sowie Mischungen aus Schrotten und Eisenschwamm in elektrischen Lichtbogenöfen. In dem Ofen wird ein oxidierendes Gas durch im Boden des Ofens angeordnete Blasdüsen mit Drücken von maximal 10 bar und Flussraten im Bereich von 168 - 360 Nm3/h zugeführt. Darüber hinaus wird Sauerstoff in das geschmolzene Bad mit Hilfe von Überschall-Lanzen, welche in einer Arbeitsposition unmittelbar über der Oberfläche des geschmolzenen Metalls und somit innerhalb der Schlackenphase arbeiten, zugeführt. Die Überschall-Lanzen führen den Sauerstoff dabei in einem Winkel von 40° bis 50° gegen die Horizontale in das geschmolzene Bad ein.
Weiterhin offenbart die chinesische Patentanmeldung CN 104928493 A ein Verfahren zur Rückgewinnung von Metallen aus Sekundärstoffen mittels eines
Seite 1 Schmelzreaktors. Dieser weist eine kreisrunde Kammer auf, die von einer kühlbaren Reaktorwand begrenzt ist. In der Reaktorwand sind mehrere Sauerstofflanzen unterhalb einer Schlackenöffnung, in einem Winkel von 5° - 60° zur Horizontalen sowie mit einem Offset zum Zentrum der Kammer angeordnet, so dass der Sauerstoff direkt in die Schmelze injizierbar ist und die Schmelze innerhalb der kreisrunden Kammer in eine Rotation gebracht werden kann.
Durch den unmittelbaren Kontakt der Lanzen mit der Schmelze sind die aus dem Stand der Technik bekannten Lanzen aufgrund der sehr rauhen Bedigungen einem hohen Verschleiß ausgesetzt. Es besteht daher in der Fachwelt weiterhin der Wunsch, derartige Verfahren sowie die entsprechenden Einschmelzaggregate zu verbessern.
Der vorliegenden Erfindung liegt somit die Aufgabe zu Grunde ein Verfahren sowie ein Einschmelzaggregat bereitzustellen, mit welchem die Nachteile des Standes der Technik überkommen werden.
Erfindungsgemäß wird die Aufgabe durch ein Verfahren mit den Merkmalen des Patentanspruchs 1 sowie mit einem Einschmelzaggregat mit den Merkmalen des Patentanspruchs 14 gelöst.
Gemäß dem erfindungsgemäßen Verfahren zum pyrometallurgischen Einschmelzen von metallhaltigen Rohstoffen, Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen werden diese in zerkleinerter Form einem Einschmelzaggregat, das eine Schmelzzone, eine Haupt- sowie eine Nebenreaktionszone umfasst, zugeführt und in Gegenwart eines oxidierenden, reduzierenden und/oder inerten Gases und/oder Gasgemisches eingeschmolzen, so dass eine flüssige Schmelzphase, eine flüssige Schlackenphase sowie eine Gasphase gebildet wird.
Seite 2 Das Verfahren ist dadurch gekennzeichnet, dass das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch über zumindest einen in dem Einschmelzaggregat oberhalb der flüssigen Schlackenphase und berührungslos zu dieser angeordneten und in einem Winkel von 5° bis 85°, bevorzugt in einem Winkel von 15° bis 80°, mehr bevorzugt in einem Winkel von 25° bis 75°, noch mehr bevorzugt in einem Winkel von 35° bis 70°, bezogen auf die Horizontale ausgerichteten Injektor in die flüssige Schlackenphase eingeblasen wird.
In gleicher Weise sieht die Erfindung ein Einschmelzaggregat vor, das zum pyrometallurgischen Einschmelzen von metallhaltigen Rohstoffen, Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen in Anwesenheit eines oxidierenden, reduzierenden und/oder inerten Gases und/oder Gasgemisches geeignet ist, aufweisend eine von einer Reaktorwand begrenzte Schmelzzone, Haupt- sowie Nebenreaktionszone, und zumindest einen in der Reaktorwand angeordneten Injektor.
Das Einschmelzaggregat kennzeichnet sich dadurch, dass der zumindest eine Injektor in der Nebenreaktionszone angeordnet und in einem Winkel von 5 bis 85°, bevorzugt in einem Winkel von 15° bis 80°, mehr bevorzugt in einem Winkel von 25° bis 75°, noch mehr bevorzugt in einem Winkel von 35° bis 70°, bezogen auf die Horizontale ausgerichtet ist, so dass das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch oberhalb der flüssigen Schlackenphase in diese einblasbar ist.
Erfindungsgemäß ist somit vorgesehen, dass das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch über zumindest einen oberhalb des Badstandes der flüssigen Schlackenphase angeordneten und in einem spezifischen Winkel zur Horizontalen positionierten Injektor in diese eingeblasen wird bzw. einblasbar ist. Durch eine derartige Injektion des oxidierenden, reduzierenden und/oder inerten Gases und/oder Gasgemisches wird die flüssige Schlackenphase in eine starke Turbulenz versetzt, derart, dass diese in die
Seite 3 oberhalb der flüssigen Schmelzphase angeordnete und in der Nebenreaktionszone befindliche Gasphase verspritzt. Überraschenderweise hat sich dabei gezeigt, dass hierdurch eine mindestens um den Faktor 5, bevorzugt mindestens eine um den Faktor 6, mehr bevorzugt mindestens eine um den Faktor 7, und am meisten bevorzugt eine mindestens um den Faktor 8 größere Oberfläche im Vergleich zu der flüssigen Schmelzphase im Prozess erreicht wird, die zu einem besonders intensiven Kontakt sowie einem erhöhtem Massen- und Energieübergang mit der oberhalb der flüssigen Schmelzphase angeordneten und in der Nebenreaktionszone befindlichen Gasphase führt. Durch die Anordnung des zumindest einen Injektors in einem spezifischen Winkel zur Horizontalen wird die flüssige Schlackenphase zudem in Rotation versetzt, so dass sich ein Vortex innerhalb der Haupt- als auch der Nebenreaktionszone ausbildet, der die Turbulenz zusätzlich unterstützt. So kann eine maximal turbulente Umgebung innerhalb des Einschmelzaggregats geschaffen werden, die für eine besonders effektive metallurgische Reaktion sorgt.
Weitere vorteilhafte Ausgestaltungen der Erfindung sind in den abhängig formulierten Ansprüchen angegeben. Die in den abhängig formulierten Ansprüchen einzeln aufgeführten Merkmale sind in technologisch sinnvoller Weise miteinander kombinierbar und können weitere Ausgestaltungen der Erfindung definieren. Darüber hinaus werden die in den Ansprüchen angegebenen Merkmale in der Beschreibung näher präzisiert und erläutert, wobei weitere bevorzugte Ausgestaltungen der Erfindung dargestellt werden.
Unter dem Begriff „berührungslos“ wird im Sinne der vorliegenden Erfindung verstanden, dass der zumindest eine Injektor, über den das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch in das Einschmelzaggregat injizierbar ist, sowohl während des Einblasens als auch in den Prozessschritten dazwischen, sich in keinem kontinuierlichen Kontakt mit der flüssigen Schlackenphase befindet, sondern in einem spezifischen Abstand hierzu und somit während des gesamten Prozesses oberhalb des Badstandes
Seite 4 positioniert ist. Hiervon ausgenommen ist ein temporärer Kontakt einzelner Tropfen der flüssigen Schlackenphase und/oder der flüssigen Schmelzphase, der im Laufe des Prozesses in Abhängigkeit der starken Turbulenzen vorkommen und somit nicht verhindert werden kann.
Unter dem Begriff „Injektor“ wird im Sinne der vorliegenden Erfindung, sofern nicht anders definiert, eine Lanze oder ein Einspritzrohr verstanden, das im Wesentlichen aus einem hohlzylinderförmigen Element gebildet ist.
Unter dem Begriff „Einschmelzaggregat“ wird im Sinne der vorliegenden Erfindung ein konventionelles Badschmelzaggregat verstanden, das einen auf einer runden oder eckigen Grundfläche stehenden Hohlzylinder, Hohlkegel oder Hohlquader umfasst, wobei die Höhe des Hohlzylinders, Hohlkegels oder Hohlquaders ein Vielfaches seiner Länge und Breite aufweist. Vorzugsweise ist daher vorgesehen, dass die oberhalb der Schmelzzone angeordnete Hauptreaktionszone des Einschmelzaggregats einen im Wesentlichen kreisrunden und/oder ovalförmig ausgebildeten Querschnitt aufweist.
Weitere dem Fachmann aus dem Stand der Technik bekannte Einschmelzaggregate, wie beispielsweise Elektrolichtbogenöfen (EAF), Submerged Arc Furnaces (SAF) oder Induktionsöfen (IF) sind von der vorliegenden Erfindung nicht mitumfasst.
Vorteilhafterweise ist vorgesehen, dass der zumindest eine Injektor, über den das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch berührungslos in die flüssige Schlackenphase eingeblasen wird, einen Mindestabstand von 0.10 m, bevorzugt einen Mindestabstand von 0.15 m, mehr bevorzugt einen Mindestabstand von 0.20 m, noch mehr bevorzugt einen Mindestabstand von 0.25 m, und am meisten bevorzugt einen Mindestabstand von 0.30 m zur Oberfläche der flüssigen Schlackenphase aufweist, bezogen auf die Injektorspitze. Neben der bereits erläuterten Rührwirkung und der turbulenten
Seite 5 Durchmischung der flüssigen Schlackenphase mit der benachbarten Gasphase, die zu einer besonders effektiven metallurgischen Reaktion führt, ergibt sich durch die zur flüssigen Schlackenphase beabstandete Anordnung zudem eine signifikante Verschleißreduzierung des Injektors. Auch ein Zusetzen des Injektors, der bei dem aus dem Stand der Technik bekannten Lösungen einen sehr hohen und kostenintensiven Wartungsaufwand erfordert, wird hierdurch wirkungsvoll verhindert.
Allerdings sollte der zumindest eine Injektor, über den das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch berührungslos in die flüssige Schlackenphase eingeblasen wird, einen Maximalabstand zur Oberfläche der flüssigen Schlackenphase nicht überschreiten. Daher ist vorteilhafterweise vorgesehen, dass der zumindest eine Injektor einen Maximalabstand von 2.50 m, bevorzugt einen Maximalabstand von 2.0 m, mehr bevorzugt einen Maximalabstand von 1.50 m, noch mehr bevorzugt einen Maximalabstand von 1.0 m, und am meisten bevorzugt einen Maximalabstand von 0.80 m zur Oberfläche der flüssigen Schlackenphase aufweist, bezogen auf die Injektorspitze.
In diesem Zusammenhang wird angemerkt, dass der Badstand der flüssigen Schlackenphase während des gesamten Prozesses keinen statischen Badstand bzw. Schlackenspiegel aufweist, sondern dieser vielmehr aufgrund der unterschiedlichen Prozessphasen variieren kann. Besonders bevorzugt ist daher vorgesehen, dass der zumindest eine Injektor, über den das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch berührungslos in die flüssige Schlackenphase eingeblasen wird, derart in dem Einschmelzaggregat positioniert ist, dass ein Abstand im Bereich von 0.30 m bis 2.0 m, ganz besonders bevorzugt einen Abstand im Bereich von 0.50 m bis 1.70 m zur Oberfläche der flüssigen Schlackenphase gewährleistet wird.
Vorzugsweise wird das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch derart in die flüssige Schlackenphase eingeblasen, dass es in diese
Seite 6 mit einer Mindesttiefe von 1/4, bevorzugt mit einer Mindesttiefe von 1/3, mehr bevorzugt mit einer Mindesttiefe von 2/4, noch mehr bevorzugt mit einer Mindesttiefe von 2/3, und am meisten bevorzugt mit einer Mindesttiefe von 3/4, eindringt. Durch spezifische Einstellung der Geschwindigkeit sowie des Gasstromimpulses des injizierten oxidierenden, reduzierenden und/oder inerten Gases und/oder Gasgemisches ist die Eindringtiefe einstellbar, so dass bei Bedarf und abhängig der beiden Parameter auch ein Eindringen bis in die flüssige Schmelzphase erreicht werden kann. Somit kann im Bedarfsfall auch die unterhalb der flüssigen Schlackenphase angeordnete metallhaltige Schmelzphase manipuliert werden. Zudem können durch den Gasstrahl Kavitationen in der flüssigen Schlackenphase kurzzeitig aufgerissen werden, in die die metallhaltigen Rohstoffe, Reststoffe und/oder Sekundärreststoffe sodann hineingerissen und innerhalb der Schlackenphase besser zersetzt werden.
In einer vorteilhaften Ausführungsvariante kann das über den zumindest einen Injektor in die Schlackenphase eingeblasene oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch mit einer Geschwindigkeit von mindestens 50 m/s, bevorzugt mit einer Geschwindigkeit von mindestens 100 m/s, mehr bevorzugt mit einer Geschwindigkeit von mindestens 150 m/s, noch mehr bevorzugt mit einer Geschwindigkeit von mindestens 200 m/s, weiter bevorzugt mit einer Geschwindigkeit von mindestens 250 m/s, und am meisten bevorzugt mit einer Geschwindigkeit von mindestens 300 m/s, eingeblasen werden, wobei es sich bei den vorliegend genannten Geschwindigkeitswerten um Austrittsgeschwindigkeiten handelt, die das jeweilige Gas beim Austritt aus dem Injektor, also an seiner Spitze, aufweist.
Hinsichtlich der maximalen Geschwindigkeit ist vorzugsweise vorgesehen, dass das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch mit einer Geschwindigkeit von maximal 1000 m/s, mehr bevorzugt mit einer Geschwindigkeit von maximal 800 m/s, noch mehr bevorzugt mit einer Geschwindigkeit von maximal 600 m/s, weiter bevorzugt mit einer Geschwindigkeit
Seite 7 von maximal 550 m/s, und am meisten bevorzugt mit einer Geschwindigkeit von maximal 450 m/s in die flüssige Schlackenphase eingeblasen wird.
In diesem Zusammenhang ist besonders bevorzugt vorgesehen, dass der zumindest eine Injektor eine Lavaldüse umfasst, über die das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch in die flüssige Schlackenphase eingeblasen wird. Eine Lavaldüse kennzeichnet sich dadurch, dass diese einen konvergenten und einen divergenten Abschnitt umfasst, welche an einer Düsenkehle einander angrenzen. Der Radius im engsten Querschnitt, der Austrittsradius als auch die Düsenlänge kann in Abhängigkeit des jeweiligen Auslegungsfalls unterschiedlich sein. Eine derartige Lavaldüse ist aus der Druckschrift DE 10 2011 002 616 A1 bekannt, auf die vorliegend Bezug genommen wird und die einen Teil der Offenbarung der vorliegenden Erfindung darstellt.
In einer weiteren vorteilhaften Ausführungsvariante weist die Lavaldüse zusätzlich eine Koaxialdüse bzw. eine Ringspaltdüse auf, über die ein zweites oxidierendes, reduzierendes und/oder inertes Gas- und/oder Gasgemisch auf die Schlackenphase aufgeblasen werden kann. Während mittels des Injektors, vorzugsweise umfassend eine überschallfähige Lavaldüse, das erste oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas- und/oder Gasgemisch in die flüssige Schlackenphase derart eingeblasen wird, dass es diese penetriert, wird das zweite oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas- und/oder Gasgemisch über die Ringspaltdüse auf die Schlackenphase lediglich aufgeblasen und penetriert diese nicht. Das zweite oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas- und/oder Gasgemisch wird daher im Sinne der vorliegenden Erfindung als „Hüllgas“ bezeichnet, wohingegen das erste oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas- und/oder Gasgemisch im weiteren als „Reaktionsgas“ bezeichnet wird.
Das erste und/oder das zweite oxidierende Gas und/oder Gasgemisch ist vorzugsweise ausgewählt aus der Reihe umfassend Sauerstoff, Luft und/oder
Seite 8 sauerstoffangereicherte Luft. Das erste und/oder das zweite reduzierende Gas und/oder Gasgemisch ist vorzugsweise ausgewählt ist aus der Reihe umfassend Erdgas, insbesondere Methan, Kohlenmonoxid, Wasserdampf, Wasserstoff, insbesondere grüner Wasserstoff, und/oder Gasmischungen hiervon. Das erste und/oder das zweite inerte Gas und/oder Gasgemisch ist vorzugsweise ausgewählt aus der Reihe umfassend Stickstoff, Argon, Kohlendioxid und/oder Gasmischungen hiervon.
Unter dem Begriff grüner Wasserstoff wird im Sinne der vorliegenden Erfindung verstanden, dass dieser elektrolytisch durch die Aufspaltung von Wasser in Sauerstoff und Wasserstoff hergestellt worden ist, wobei der für die Elektrolyse erforderliche Strom aus erneuerbaren Energien, wie Wind, Wasserkraft und/oder Sonne, stammt.
Die Möglichkeit, neben dem Reaktionsgas, zusätzlich ein reaktives und/oder ein inertes Hüllgas und/oder ein Hüllgasgemisch in das Einschmelzaggregat einzuführen erlaubt vorteilhafterweise eine Steuerung des chemischen Potentials sowie eine Regelung des Sauerstoff-Partialdrucks in der flüssigen Schlackenphase sowie der Gasphase. Das chemische Potential der Gasphase wird dabei durch das in der Reaktion aus den einzuschmelzenden metallhaltigen Rohstoffen, Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen, des über den Injektor eingebrachten Reaktionsgases, der daraus resultierenden Reaktionsgasblasen in der flüssigen Schmelz- und Schlackenphase sowie des zugeführten Hüllgases gebildet.
In einer bevorzugten Ausführungsvariante kann die Zusammensetzung des Reaktionsgases, das in die flüssige Schlackenphase eingeblasen wird, konstant gehalten werden, während die Zusammensetzung des Hüllgases in Abhängigkeit der Erfordernisse zur optimalen Steuerung des chemischen Potentials der Gasatmosphäre gezielt verändert werden kann.
Seite 9 Ergänzend und/oder alternativ kann in einer weiteren bevorzugten Ausführungsvariante die Zusammensetzung des Hüllgases, das auf die Schlackenphase aufgeblasen wird, konstant gehalten werden, während die Zusammensetzung des in die flüssige Schlackenphase zugeführten Reaktionsgases oder Reaktionsgasgemisches in Abhängigkeit der Erfordernisse zur optimalen Steuerung des chemischen Potentials gezielt verändert werden kann.
Bevorzugte Flussraten, mit denen das Reaktionsgas in die flüssige Schlackenphase eingeblasen wird, betragen mindestens 300 Nm3/h, bevorzugt mindestens 350 Nm3/h, mehr bevorzugt mindestens 400 Nm3/h, noch mehr bevorzugt mindestens 450 Nm3/h und am meisten bevorzugt mindestens 500 Nm3/h. Da die Flussraten eine bezugsabhängige Größe darstellen, können diese in Abhängigkeit der Aggregatgröße auch größer sein.
Wie bereits vorhergehend erläutert, wird die flüssige Schmelzphase durch die Anordnung des zumindest einen Injektors in einem spezifischen Winkel zur Horizontalen in Rotation versetzt, so dass sich ein Vortex innerhalb der Haupt- als auch der Nebenreaktionszone ausbildet. Um einen besonders effizienten Vortex in der flüssigen Schlackenphase, auch einen, der sich in Bezug auf die Zugabe der zerkleinerten metallhaltigen Rohstoffe, Reststoffe und/oder Sekundärreststoffe vorteilhaft auswirkt, zu erzielen, ist bevorzugt vorgesehen, dass das Reaktionsgas über den zumindest einen Injektor tangential in Bezug auf einen imaginären Strömungsring in die Schlackenphase eingeblasen wird, wobei der Strömungsring einen Durchmesser umfasst, der dem 0.1 bis 0.9-fachen des inneren Durchmessers, mehr bevorzugt dem 0.1 bis 0.8-fachen des inneren Durchmessers, noch mehr bevorzugt dem 0.2 bis 0.7-fachen des inneren Durchmessers, und am meisten bevorzugt dem 0.2 bis 0.6-fachen des inneren Durchmessers der Hauptreaktionszone entspricht. Vorteilhafterweise hat sich gezeigt, dass bei einer spezifischen Umdrehungsgeschwindigkeit der flüssigen Schlackenphase eine Trombe im Zentrum dieser ausbildbar ist, über den die
Seite 10 zerkleinerten metallhaltigen Rohstoffe, Reststoffe und/oder Sekundärreststoffe direkt in die flüssige Schmelzphase einbringbar sind und/oder zumindest direkt von der flüssigen Schlackenphase aufgenommen und somit in dem Prozess wesentlich schneller zersetzt werden können. Im Unterschied zu den aus dem Stand der Technik bekannten Prozessen findet der Zersetzungsprozess in der gewünschten Hauptreaktionszone bzw. in der flüssigen Schlackenphase statt und nicht an ihrer Oberfläche.
In einer besonders vorteilhaften Ausführungsvariante ist daher vorgesehen, dass die metallhaltigen Rohstoffe, Reststoffe und/oder Sekundärreststoffe durch eine oberhalb der flüssigen Schlackenphase angeordnete Öffnung des Einschmelzaggregats gezielt in das Zentrum der Schlackenphase aufgegeben werden.
Besonders vorteilhaft wirkt sich der zuvor beschriebene Effekt aus, wenn das Reaktionsgas über zumindest zwei, mehr bevorzugt über zumindest drei, noch mehr bevorzugt über zumindest vier, und am meisten bevorzugt über zumindest fünf in einer Wandung des Einschmelzaggregats angeordnete Injektoren in die flüssige Schlackenphase eingeblasen wird, wobei die Mehrzahl der Injektoren besonders bevorzugt in einem gleichen Abstand entlang des Umfangs des Einschmelzaggregats angeordnet sind.
Zusätzlich und/oder alternativ können die zerkleinerten und/oder ggf. pulverförmigen metallhaltigen Rohstoffe, Reststoffe und/oder Sekundärreststoffe über zumindest eine, vorzugsweise über zumindest zwei, mehr bevorzugt über zumindest drei, Injektionslanze(n), die im Bereich des zumindest einen Injektors angeordnet ist, der flüssigen Schlackenphase zugegeben werden. Über die zumindest eine, vorteilhafterweise mehreren, Injektionslanze kann das zerkleinerte und/oder ggf. pulverförmige Material direkt in die flüssige Schlackenphase, mehr bevorzugt direkt in die von dem zumindest einem Injektor erzeugte Kavitation innerhalb der flüssigen Schlackenphase eingeblasen werden, und/oder direkt in
Seite 11 den Gasstrahl des Injektors geblasen werden, wodurch die zerkleinerten und/oder ggf. pulverförmigen metallhaltigen Rohstoffe, Reststoffe und/oder Sekundärreststoffe sodann in die flüssige Schlackenphase gelangen. Somit können diese mit minimalen Verlusten effektiv umgesetzt werden. Eine besonders effektive Umsetzung wird erzielt, wenn das Material eine mittlere Partikelgröße von 0.01 bis 5.0 mm, bevorzugt eine mittlere Partikelgröße von kleiner 3.5 mm, mehr bevorzugt eine mittlere Partikelgröße von kleiner 3.0 mm aufweist.
In einer weiteren bevorzugten Ausführungsvariante kann das über den zumindest einen Injektor in die Schlackenphase eingeblasene, Reaktionsgas gepulst werden.
Die in dem vorliegenden Einschmelzprozess eingesetzten metallhaltigen Rohstoffe, Reststoffe und/oder Sekundärreststoffe können, sofern sie einen merklichen Anteil an Kohlenwasserstoffen umfassen, einen hohen Energiegehalt aufweisen, der eine intensive Kühlung des Einschmelzprozesses erfordert. In einer ganz besonders bevorzugten Ausführungsvariante ist daher vorgesehen, dass das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch über den zumindest einen Injektor komprimiert zugeführt und innerhalb des Einschmelzaggregats adiabatisch expandiert und sodann als adiabatisch expandiertes Gas und/oder Gasgemisch in die flüssige Schlackenphase eingeblasen wird. Durch die adiabatische Expansion des oxidierenden, reduzierenden und/oder inerten Gases und/oder Gasgemisches bzw. Reaktionsgases, tritt eine direkte Kühlwirkung im inneren des Einschmelzaggregats ein, über die sich der Energie-ZWärmehaushalt des Prozesses gezielt steuern lässt. So kann über die Einstellung des Druckes, der Strömung und/oder der Düsengeometrie des Injektors, der vorzugsweise eine Lavaldüse umfasst, die adiabatische Expansion des Reaktionsgases derart eingestellt werden, dass eine Kühlwirkung von mindestens 10 J/Nm3, mehr bevorzugt eine Kühlwirkung von mindestens 100 J/Nm3, noch mehr bevorzugt eine Kühlwirkung von mindestens 1.0 kJ/Nm3, und am meisten bevorzugt eine Kühlwirkung von mindestens 5.0 kJ/Nm3 erzielbar ist.
Seite 12 Hinsichtlich der Leistungswerte wird darauf hingewiesen, dass es sich hierbei um eine Leistungsangabe handelt, die auf einen Normkubikmeter (Nm3) gemäß DIN1343: 1990-01 bezogen ist.
Der maximale Wert der erzielbaren Kühlwirkung ist physikalisch grundsätzlich durch den Joule-Thompson-Effekt beschränkt. Daher kann über die Einstellung des Druckes, der Strömung und/oder der Düsengeometrie des Injektors, der vorzugsweise die Lavaldüse umfasst, die adiabatische Expansion des Reaktionsgases derart eingestellt werden, dass eine Kühlwirkung von maximal 100 KJ/Nm3, mehr bevorzugt eine Kühlwirkung von maximal 90 kJ/Nm3, noch mehr bevorzugt eine Kühlwirkung von maximal 80 kJ/Nm3, und am meisten bevorzugt eine Kühlwirkung von maximal 70 kJ/Nm3 erzielbar ist.
Es ist darauf hinzuweisen, dass die vorliegend angegebene Kühlwirkung nur mit solchen Gasen und/oder Gasgemischen erzielbar ist, die einen positiven Joule- Thompson-Koeffizienten p aufweisen.
Weiterhin hat sich vorteilhafterweise gezeigt, dass durch die adiabatische Expansion des Reaktionsgases innerhalb des Einschmelzaggregats die Ausbildung der großen spezifischen Oberfläche der flüssigen Schlackenphase nochmals erhöht werden kann, die letztendlich zu dem besonders intensiven Kontakt mit der umgebenden Gasatmosphäre führt und die chemischen Reaktionen als auch deren Umsetzungsgrad erhöht.
Durch die direkte Kühlung im inneren des Einschmelzaggregats mittels des Reaktionsgases, welches somit auch als Kühlmedium verwendet wird, können die externen Kühlmaßnahmen, die üblicherweise durch den Einsatz von Kühlpanels und/oder Kühlkanälen durchgeführt werden, vorteilhafterweise erweitert werden, was das gesamte Kühlmanagement wesentlich vereinfacht und verbessert. Ferner können durch die direkte Kühlung die Standzeiten der Feuerfestauskleidung der
Seite 13 Einschmelzaggregate verlängert werden, was sich vorteilhaft auf die Betriebswirtschaftlichkeit der Einschmelzaggregate auswirkt.
Das erfindungsgemäße Verfahren ist grundsätzlich zum pyrometallurgischen Einschmelzen von metallhaltigen Rohstoffen, Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen vorgesehen. Im speziellen handelt es sich hierbei um antimon-, bismut-, blei-, eisen-, gallium-, gold-, indium-, kupfer-, nickel-, palladium- , platin-, rhodium-, ruthenium-, Silber-, zink- und/oder zinnhaltige Roh-, Rest- und/oder Sekundärreststoffe, wie insbesondere organikhaltige Schrotte.
Als organikhaltiger Schrott wird im Sinne der vorliegenden Erfindung jeglicher Schrott verstanden, der eine organische Komponente umfasst. Bevorzugte organikhaltige Schrotte sind ausgewählt aus der Reihe umfassend Elektroschrotte, Autoschredderschrotte und/oder Transformatorenschredderschrotte, insbesondere Schredderleichtfraktionen.
Unter dem Begriff „Elektroschrott“ werden im Sinne der vorliegenden Erfindung elektronische Altgeräte verstanden, die entsprechend der EU-Richtlinie 2002/96/EG definiert sind. Von dieser Richtlinie erfasste Gerätekategorien betreffen Haushaltsgroßgeräte; Haushaltskleingeräte; IT- und Telekommunikationsgeräte; Geräte der Unterhaltungselektronik; Beleuchtungskörper; elektrische und elektronische Werkzeuge (mit Ausnahme ortsfester industrieller Großwerkzeuge); elektrische Spielzeuge sowie Sport- und Freizeitgeräte; medizinische Geräte (mit Ausnahme aller implantierten und infizierten Produkte); Überwachungs- und Kontrollinstrumente; sowie automatische Ausgabegeräte. Hinsichtlich der einzelnen Produkte, die in die entsprechenden Gerätekategorie fallen wird auf den Anhang IB der Richtlinie verwiesen.
In einem weiteren Aspekt betrifft die vorliegende Erfindung zudem ein Verfahren zum pyrometallurgischen Einschmelzen von metallhaltigen Rohstoffen,
Seite 14 Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen, wobei diese in zerkleinerter Form einem Einschmelzaggregat, das eine Schmelzzone, eine Haupt- sowie eine Nebenreaktionszone umfasst, zugeführt und in Gegenwart eines oxidierenden, reduzierenden und/oder inerten Gases und/oder Gasgemisches eingeschmolzen werden, so dass eine flüssige Schmelzphase, eine flüssige Schlackenphase sowie eine Gasphase gebildet wird, wobei das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch über zumindest einen Injektor komprimiert zugeführt und innerhalb des Einschmelzaggregats adiabatisch expandiert und sodann als adiabatisch expandiertes Gas und/oder Gasgemisch in die flüssige Schlackenphase eingeblasen wird, vorzugsweise derart, dass eine Kühlwirkung von mindestens 10 J/Nm3 erzielt wird.
Die Erfindung sowie das technische Umfeld werden nachfolgend anhand der Figuren näher erläutert. Es ist darauf hinzuweisen, dass die Erfindung durch die gezeigten Ausführungsbeispiele nicht beschränkt werden soll. Insbesondere ist es, soweit nicht explizit anders dargestellt, auch möglich, Teilaspekte der in den Figuren erläuterten Sachverhalte zu extrahieren und mit anderen Bestandteilen und Erkenntnissen aus der vorliegenden Beschreibung und/oder Figuren zu kombinieren. Insbesondere ist darauf hinzuweisen, dass die Figuren und insbesondere die dargestellten Größenverhältnisse nur schematisch sind. Gleiche Bezugszeichen bezeichnen gleiche Gegenstände, so dass ggf. Erläuterungen aus anderen Figuren ergänzend herangezogen werden können. Es zeigen:
Figur 1 eine Ausführungsvariante des erfindungsgemäßen Einschmelzaggregats in einer schematischen Schnittdarstellung, und
Figur 2 eine Darstellung des Einschmelzaggregats gemäß Schnittlinie A-A.
In Figur 1 ist eine Ausführungsvariante des erfindungsgemäßen Einschmelzaggregats 1 in einer schematischen Darstellung gezeigt, welches zum pyrometallurgischen Einschmelzen von metallhaltigen Rohstoffen, Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen, nachfolgend als einzuschmelzendes Material M
Seite 15 bezeichnet, in Anwesenheit eines oxidierenden, reduzierenden und/oder inerten Gases und/oder Gasgemisches G vorgesehen ist. Das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch G wird nachfolgend als Reaktionsgas G bezeichnet.
Das vorliegend gezeigte Einschmelzaggregat 1 ist in Form eines konventionellen Badschmelzaggregats ausgebildet, welches im unteren Bereich eine Grundfläche 2 sowie eine sich von der Grundfläche 2 vertikal erstreckende, im Wesentlichen zylinderförmig ausgebildete Reaktorwand 3 umfasst, die einen ersten konisch ausgebildeten Bereich 4 und einen zweiten konisch ausgebildeten Bereich 5 aufweist. Das Einschmelzaggregat 1 umfasst eine Schmelzzone 6, eine Haupt- sowie eine Nebenreaktionszone 7, 8.
Der erste konische Bereich 4 des Einschmelzaggregats 1 ist derart konfiguriert, dass dieser die Schmelzzone 6 sowie die Hauptreaktionszone 7 umfasst. Oberhalb der Hauptreaktionszone 7 erstreckt sich die Nebenreaktionszone 8.
In dem ersten konischen Bereich 4 wird das zerkleinerte einzuschmelzende Material M in Gegenwart des Reaktionsgases G eingeschmolzen, so dass sich eine flüssige Schmelzphase 9 und eine flüssige Schlackenphase 10 ausbildet.
Wie anhand der Darstellung in Figur 1 erkennbar, wird das Reaktionsgas G über in der Reaktorwand 3 angeordnete Injektoren 11 in das Einschmelzaggregat 1 eingeblasen. Die Injektoren 11 sind zwischen dem ersten konischen Bereich 4 sowie dem zweiten konischen Bereich 5 in einem Ringelement 12 angeordnet, welcher spezifisch ausgebildete und wassergekühlte Ports 13 umfasst, in denen die Injektoren 11 entsprechend positioniert sind.
Das Reaktionsgas G wird in der vorliegend gezeigten Ausführungsvariante über die in dem Einschmelzaggregat 1 oberhalb der flüssigen Schlackenphase 10 bzw. in der Nebenreaktionszone 8 angeordnete Injektoren 11 in die Schlackenphase 10
Seite 16 eingeblasen. Die Injektoren 11 sind, wie dies anhand der Darstellung erkennbar, in einem spezifischen Winkel ausgerichtet und oberhalb der flüssigen Schlackenphase 10 angeordnet. Der Winkel kann beispielsweise im Bereich von 5° bis 85° bezogen auf die Horizontale H liegen.
Jeder der Injektoren 11 weist jeweils eine Lavaldüse 14 auf, über die das Reaktionsgas G in die Schlackenphase 10 mit Überschallgeschwindigkeit eingeblasen werden kann. Ferner wird das Reaktionsgas G über die Injektoren 11 , die vorzugsweise jeweils eine Lavaldüse 14 umfassen, komprimiert in das Einschmelzaggregat 1 zugeführt und innerhalb des Einschmelzaggregats 1 adiabatisch expandiert und sodann als adiabatisch expandiertes Reaktionsgas in die flüssige Schlackenphase 10 eingeblasen, besonders bevorzugt derart, dass in einem exotherm verlaufenden Reaktionsprozess eine an den Prozess angepasste Wärmemenge entzogen werden kann.
Außenseitig umfasst weiterhin jeder der Injektoren 11 eine Koaxialdüse 15, über die ein Hüllgas (nicht dargestellt) auf die flüssige Schlackenphase 10 aufgeblasen werden kann.
In Figur 2 ist eine Darstellung des Einschmelzaggregats 1 gemäß Schnittlinie A-A gezeigt. Erkennbar sind hierbei insbesondere die drei im gleichen Abstand zueinander angeordneten Injektoren 11 , über die das Reaktionsgas G tangential in Bezug auf einen imaginären Strömungsring 16 in die flüssige Schlackenphase 10 eingeblasen wird, wobei der Strömungsring 16 einen Durchmesser umfassen kann, der dem 0.1 bis 0.9-fachen des inneren Durchmessers der Hauptreaktionszone 7 entspricht.
Das einzuschmelzende Material M kann durch eine oberhalb der Schlackenphase 10 angeordnete Öffnung 17 des Einschmelzaggregats 1 in das Zentrum dieser aufgegeben werden. Zusätzlich oder alternativ kann dieses auch über eine
Seite 17 Injektionslanze 18, die im Bereich des Injektors 11 angeordnet ist, der flüssigen Schlackenphase 10 zugegeben werden.
Seite 18 Bezugszeichenliste
1 Einschmelzaggregat
2 Grundfläche
3 Reaktorwand
4 erster konischer Bereich
5 zweiter konischer Bereich
6 Schmelzzone
7 Hauptreaktionszone
8 Nebenreaktionszone
9 Schmelzphase
10 Schlackenphase
11 Injektor
12 Ringelement
13 Ports
14 Lavaldüse
15 Koaxialdüse
16 Imaginärer Strömungsring
17 Öffnung / Beschickungssystem
18 Injektionslanze
M einzuschmelzende Material
H Horizontale
G Reaktionsgas
Seite 19

Claims

Patentansprüche:
1. Verfahren zum pyrometallurgischen Einschmelzen von metallhaltigen Rohstoffen, Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen (M), wobei diese in zerkleinerter Form einem Einschmelzaggregat (1 ), das eine Schmelzzone (6), eine Haupt- sowie eine Nebenreaktionszone (7, 8) umfasst, zugeführt und in Gegenwart eines oxidierenden, reduzierenden und/oder inerten Gases und/oder Gasgemisches (G) eingeschmolzen werden, so dass eine flüssige Schmelzphase (9), eine flüssige Schlackenphase (10) sowie eine Gasphase gebildet wird, dadurch gekennzeichnet, dass das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch (G) über zumindest einen in dem Einschmelzaggregat (1) oberhalb der flüssigen Schlackenphase (10) und berührungslos zu dieser angeordneten sowie in einem Winkel von 5 bis 85° bezogen auf die Horizontale ausgerichteten Injektor (11 ) in die flüssige Schlackenphase (10) eingeblasen wird.
2. Verfahren nach Anspruch 1 , wobei der zumindest eine Injektor (11), über den das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch (G) berührungslos in die flüssige Schlackenphase (10) eingeblasen wird, einen Mindestabstand von 0.10 m, bevorzugt einen Mindestabstand von 0.15 m, mehr bevorzugt einen Mindestabstand von 0.20 m, noch mehr bevorzugt einen Mindestabstand von 0.25 m, und am meisten bevorzugt einen Mindestabstand von 0.30 m zur Oberfläche der Schlackenphase (10) aufweist.
3. Verfahren nach Anspruch 1 oder 2, wobei das über den zumindest einen Injektor (11 ) in die flüssige Schlackenphase (10) eingeblasene oxidierende,
Seite 20 reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch (G) mit einer Geschwindigkeit von mindestens 50 m/s, bevorzugt mit einer Geschwindigkeit von mindestens 100 m/s, mehr bevorzugt mit einer Geschwindigkeit von mindestens 150 m/s, noch mehr bevorzugt mit einer Geschwindigkeit von mindestens 200 m/s, weiter bevorzugt mit einer Geschwindigkeit von mindestens 250 m/s, und am meisten bevorzugt mit einer Geschwindigkeit von mindestens 300 m/s eingeblasen wird.
4. Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei der zumindest eine Injektor (11 ) eine Lavaldüse (14) umfasst, über die das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch (G) in die flüssige Schlackenphase (10) eingeblasen wird, und vorzugsweise zusätzlich eine Koaxialdüse (15) umfasst, über die ein zweites oxidierendes, reduzierendes und/oder inertes Gas- und/oder Gasgemisch (G) auf die flüssige Schlackenphase (10) aufgeblasen wird.
5. Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei das erste oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch (G) mit einer Flussrate von mindestens 300 Nm3/h, bevorzugt mit einer Flussrate von mindestens 350 Nm3/h, mehr bevorzugt mit einer Flussrate von mindestens 400 Nm3/h, noch mehr bevorzugt mit einer Flussrate von mindestens 450 Nm3/h, und am meisten bevorzugt mit einer Flussrate von mindestens 500 Nm3/h in die Schlackenphase (10) eingeblasen wird.
6. Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei die oberhalb der Schmelzzone (6) angeordnete Hauptreaktionszone (7) des Einschmelzaggregats (1) einen im Wesentlichen kreisrunden und/oder ovalförmig ausgebildeten Querschnitt aufweist.
7. Verfahren nach Anspruch 6, wobei das erste oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch (G) über den zumindest einen Injektor (11 ) tangential in Bezug auf einen imaginären Strömungsring (16)
Seite 21 in die flüssige Schlackenphase (10) eingeblasen wird, wobei der Strömungsring (16) einen Durchmesser umfasst, der dem 0.1 bis 0.9- fachen des inneren Durchmessers der Hauptreaktionszone (7) entspricht.
8. Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei das über den zumindest einen Injektor (11 ) in die flüssige Schlackenphase (10) eingeblasene erste oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch (G) gepulst wird.
9. Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei das oxidierende Gas und/oder Gasgemisch (G) ausgewählt ist aus der Reihe umfassend Sauerstoff, Luft und/oder sauerstoffangereicherte Luft; das reduzierende Gas und/oder Gasgemisch ausgewählt ist aus der Reihe umfassend Erdgas, insbesondere Methan, Kohlenmonoxid, Wasserdampf, Wasserstoff, insbesondere grüner Wasserstoff, und/oder Gasmischungen hiervon; und das inerte Gas und/oder Gasgemisch ausgewählt ist aus der Reihe umfassend Stickstoff, Argon, Kohlendioxid und/oder Gasmischungen hiervon.
10. Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei das erste oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch (G) über den zumindest einen Injektor (11 ) komprimiert zugeführt wird innerhalb des Einschmelzaggregats (1) adiabatisch expandiert und sodann als adiabatisch expandiertes Gas und/oder Gasgemisch in die flüssige Schlackenphase (10) eingeblasen wird, vorzugsweise derart, dass eine Kühlwirkung im Bereich von 10 J/Nm3 bis 100 kJ/Nm3 erzielt wird.
11. Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei die metallhaltigen Rohstoffe, Reststoffe und/oder Sekundärreststoffe durch eine oberhalb der flüssigen Schlackenphase (10) angeordnete Öffnung (17) in das Zentrum der flüssigen Schlackenphase (10) aufgegeben werden.
Seite 22 Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei die metallhaltigen Rohstoffe, Reststoffe und/oder Sekundärreststoffe, ggf. zusätzlich, durch zumindest eine in der Wandung (3) des Einschmelzaggregats (1) angeordnete Injektionslanze (18) in die flüssige Schlackenphase (10) eingeblasen werden. Verfahren nach Anspruch 12, wobei die zumindest eine Injektionslanze (18) im Bereich des zumindest einen Injektors (11 ) angeordnet ist. Einschmelzaggregat (1) zum pyrometallurgischen Einschmelzen von metallhaltigen Rohstoffen, Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen (M) in Anwesenheit eines oxidierenden, reduzierenden und/oder inerten Gases und/oder Gasgemisches (G), aufweisend eine von einer Reaktorwand (3) begrenzte Schmelzzone (6), Haupt- sowie Nebenreaktionszone (7, 8), sowie zumindest einen in der Reaktorwand (3) angeordneten Injektor (11 ), dadurch gekennzeichnet, dass der zumindest eine Injektor (11 ) in der Nebenreaktionszone (8) angeordnet und in einem Winkel von 5 bis 85° bezogen auf die Horizontale ausgerichtet ist, derart, dass das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch (G) oberhalb der flüssigen Schlackenphase (10) in diese einblasbar ist. Einschmelzaggregat (1) nach Anspruch 14, wobei der zumindest eine Injektor (11 ) in einem ggf. gekühlten Port (13) innerhalb der Reaktorwand (3) eingelassen ist. Verfahren zum pyrometallurgischen Einschmelzen von metallhaltigen Rohstoffen, Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen (M), wobei diese in zerkleinerter Form einem Einschmelzaggregat (1 ), das eine Schmelzzone (6), eine Haupt- sowie eine Nebenreaktionszone (7, 8) umfasst, zugeführt
Seite 23 und in Gegenwart eines oxidierenden, reduzierenden und/oder inerten Gases und/oder Gasgemisches (G) eingeschmolzen werden, so dass eine flüssige Schmelzphase (9), eine flüssige Schlackenphase (10) sowie eine Gasphase gebildet wird, dadurch gekennzeichnet, dass das oxidierende, reduzierende und/oder inerte Gas und/oder Gasgemisch (G) über zumindest einen Injektor (11 ) komprimiert zugeführt und innerhalb des Einschmelzaggregats (1) adiabatisch expandiert und sodann als adiabatisch expandiertes Gas und/oder Gasgemisch in die flüssige Schlackenphase (10) eingeblasen wird, vorzugsweise derart, dass eine
Kühlwirkung von mindestens 10 J/Nm3 erzielt wird.
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Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
KR102700788B1 (ko) * 2023-11-22 2024-09-02 고려아연 주식회사 인젝터의 오토 푸시 제어 시스템 및 오토 푸시 제어 방법

Family Cites Families (20)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1148602A (en) * 1966-09-26 1969-04-16 Steel Co Of Wales Ltd Improvements in and relating to the treatment of metals
GB1182956A (en) * 1966-11-28 1970-03-04 Conzinc Riotinto Ltd Continuous Production of Liquid Steel Using Arc Furnaces.
DE3629661A1 (de) * 1986-08-30 1988-03-10 Ulrich Bock Verfahren zur durchfuehrung reduzierender pyrometallurgischer prozesse mit pellets aus oxidischen erzen, konzentraten oder zwischenprodukten, sowie metallischen zwischenprodukten mittels stark reduzierender gase oder sauerstoffhaltiger gase zur erzeugung und raffination einer metallschmelze
EP0493476B1 (de) 1989-09-29 1998-12-02 Ausmelt Limited Einblaslanze mit Hüllrohr
DE4238970C1 (de) * 1992-11-19 1994-04-21 Kct Tech Gmbh Verfahren zum Einblasen oxidierender Gase in Metallschmelzen
JPH06220518A (ja) * 1993-01-26 1994-08-09 Aichi Steel Works Ltd 製鋼用電気炉
FI93027C (sv) * 1993-02-26 1995-02-10 Ahlstroem Oy Förfarande och anordning för framställning av järn
FR2706026B1 (fr) * 1993-06-02 1995-07-28 Air Liquide Four de fusion de charge et injecteur de gaz.
US5714113A (en) * 1994-08-29 1998-02-03 American Combustion, Inc. Apparatus for electric steelmaking
IT1280115B1 (it) 1995-01-17 1998-01-05 Danieli Off Mecc Procedimento di fusione per forno elettrico ad arco con sorgenti alternative di energia e relativo forno elettrico ad arco
US6125133A (en) * 1997-03-18 2000-09-26 Praxair, Inc. Lance/burner for molten metal furnace
JPH11158530A (ja) * 1997-12-02 1999-06-15 Nippon Steel Corp 精錬に用いるランス
US6805724B2 (en) * 2000-02-10 2004-10-19 Process Technology International, Inc. Method for particulate introduction for metal furnaces
US6910431B2 (en) * 2002-12-30 2005-06-28 The Boc Group, Inc. Burner-lance and combustion method for heating surfaces susceptible to oxidation or reduction
UA91599C2 (uk) * 2006-03-01 2010-08-10 ТЕХНОЛОДЖИКАЛ РЕСОРСИЗ ПиТиВай. ЛИМИТЕД Установка прямої плавки (варіанти)
WO2009081282A2 (en) * 2007-12-21 2009-07-02 Gi-Gasification International, Sa Method of using injector system for making fuel gas
DE102011002616A1 (de) 2010-03-31 2011-12-15 Sms Siemag Ag Überschalldüse zum Einsatz in metallurgischen Anlagen sowie Verfahren zur Dimensionierung einer Überschalldüse
CN104928493A (zh) 2015-06-30 2015-09-23 中国恩菲工程技术有限公司 采用富氧旋涡熔池熔炼炉处理二次含铜杂料的方法
JP2018131675A (ja) * 2017-02-17 2018-08-23 株式会社神戸製鋼所 脱炭用吹錬ランスチップ
DE102020215147A1 (de) * 2020-12-01 2022-06-02 Sms Group Gmbh Verfahren zum pyrometallurgischen Einschmelzen von metallhaltigen Rohstoffen, Reststoffen und/oder Sekundärreststoffen

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