EP4410999A1 - Verfahren zur direktreduktion von eisenerzträgern in einem schachtofen - Google Patents

Verfahren zur direktreduktion von eisenerzträgern in einem schachtofen Download PDF

Info

Publication number
EP4410999A1
EP4410999A1 EP24152848.8A EP24152848A EP4410999A1 EP 4410999 A1 EP4410999 A1 EP 4410999A1 EP 24152848 A EP24152848 A EP 24152848A EP 4410999 A1 EP4410999 A1 EP 4410999A1
Authority
EP
European Patent Office
Prior art keywords
iron ore
iron
gas
reduction
reduction zone
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.)
Pending
Application number
EP24152848.8A
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Matthias Jonas Fabry
Marius GROSSARTH
Daniel Schubert
Matthias Weinberg
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.)
ThyssenKrupp Steel Europe AG
Original Assignee
ThyssenKrupp Steel Europe AG
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 ThyssenKrupp Steel Europe AG filed Critical ThyssenKrupp Steel Europe AG
Publication of EP4410999A1 publication Critical patent/EP4410999A1/de
Pending legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/004—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in a continuous way by reduction from ores
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0073—Selection or treatment of the reducing gases
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/02—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in shaft furnaces
    • C21B13/023—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in shaft furnaces wherein iron or steel is obtained in a molten state
    • C21B13/026—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in shaft furnaces wherein iron or steel is obtained in a molten state heated electrically
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/02—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in shaft furnaces
    • C21B13/029—Introducing coolant gas in the shaft furnaces

Definitions

  • the invention relates to a process for the direct reduction of iron ore carriers in a shaft furnace.
  • a shaft furnace In the direct reduction process, a shaft furnace is traditionally used as a reactor with a reduction zone through which the iron ore passes against the reducing gas.
  • the reduction zone is arranged above a cooling zone in the shaft furnace, with a cooling gas flowing through the cooling zone.
  • the iron ore then passes through the shaft furnace in a vertical direction from top to bottom.
  • Such shaft furnaces enable a good flow of reducing gas and optionally cooling gas through the iron ore due to the underlying chimney effect.
  • the reducing gas flows through the reduction zone against the direction of movement of the iron ore.
  • the cooling gas also flows through the cooling zone against the direction of movement of the sponge iron produced.
  • the countercurrent principle is therefore used in both the reduction zone and the optional cooling zone in order to achieve an efficient reaction between the gases and the solids.
  • CO or H 2 or a mixed gas comprising CO and H 2 can be used as the reducing gas.
  • This reducing gas (mixture) is fed to the shaft furnace, where it reduces the iron ore.
  • the main reaction products are CO 2 , water vapor (H 2 O) and sponge iron. When 100% H 2 is used, essentially no CO 2 is produced.
  • CO 2 , water vapor and unused reducing gas are mixed with fresh gas and fed back into the process.
  • the production of sponge iron can comprise two basic steps.
  • the first and necessary step is to reduce the iron ore to sponge iron in a reduction zone using a suitable hot reducing gas.
  • a reducing gas essentially comprises compounds or mixtures of carbon and hydrogen (e.g. CH 4 ), compounds or mixtures of carbon and oxygen (e.g. CO) and/or hydrogen (H 2 ) at temperatures in the range of 700 °C to 1100 °C.
  • the hot reducing gas not only reacts chemically with the iron ore, but also heats it by contact as it flows through it.
  • the sponge iron produced can be cooled in a cooling zone using a cooling gas to temperatures that are typically below 100 °C. Corresponding processes are known in the art.
  • iron ore In addition to gangue, natural iron ore consists of iron oxide in the form of hematite (Fe 2 O 3 ) or magnetite (Fe 3 O 4 ). Both forms of iron oxide are stable at ambient temperature. Iron ore pellets usually consist of hematite (Fe 2 O 3 ), but can also have a core of magnetite (Fe 3 O 4 ).
  • BGD Baur-Glvesssner diagram
  • the Baur-Glässner diagram (BGD, H 2 ) has been modified for hydrogen.
  • the BGD, H 2 also shows stability regions of wüstite, magnetite and iron at different temperatures and H 2 /H 2 O ratios, in the form of lines (equilibrium lines), which are independent of pressure.
  • the object of the present invention is to improve the direct reduction process.
  • the invention thus relates to a method for the direct reduction of iron ore carriers to sponge iron, wherein the iron ore carrier is charged from above in a shaft furnace, wherein the iron ore carrier passes vertically downwards through a reduction zone in the shaft furnace for reducing the iron ore carrier to sponge iron, wherein the reduction zone is fed with a reducing gas at a temperature of at least 500 °C, which flows upwards through the reduction zone in countercurrent, wherein the hot reducing gas heats and reduces the iron ore carrier, wherein the reducing gas comprises a fresh gas from a hydrogen source.
  • the iron ore carrier passing through the reduction zone is additionally heated by an electrically operated source.
  • a shaft furnace for the direct reduction of iron ore carriers to sponge iron comprises a reduction zone, means for feeding a hot reduction gas having a temperature of at least 500 °C into the reduction zone.
  • An electrically operated source for additional heating of the iron ore carrier is arranged in the area of the reduction zone.
  • the inventors have found that additional heating of the iron ore carrier is carried out via heating by the contacting hot reducing gas in order to achieve faster heating compared to pure gas heating, in particular to a temperature above 570 °C in a shorter time, so that the residence time at the temperature to be achieved above 570 °C is extended within the existing process time (cycle) and thereby an increase in the degree of metallization of the sponge iron can be achieved compared to the existing process.
  • a complete reduction i.e. a metallization degree of 100%, is theoretically possible, but in practice In practice, economic efficiency plays an important role and thus the time for reduction, so that a degree of metallization of up to 100%, in particular up to 98%, is aimed for.
  • a degree of metallization of at least 70%, in particular 75%, preferably at least 80%, preferably at least 85% and particularly preferably 90% is aimed for in the direct reduction process.
  • Iron ore carriers can be provided in the form of sinter, pellets and/or iron/lump ore.
  • the heating source is electrically operated and is therefore powered by electricity.
  • the electricity can preferably be provided from renewable energy.
  • the source can therefore provide the required additional heating quickly and as needed.
  • the source is located in the area of the reduction zone in which additional heating of the iron ore carrier is required.
  • the source can be designed as needed and arranged depending on the dimensions of the shaft furnace, in particular the reduction zone, and also on the operating mode, whether iron ore carrier is charged, reduced with hot reducing gas for a defined process time and then discharged as (hot) iron sponge, or whether a continuous throughput is planned, i.e. that the charged iron ore carrier passes through the reduction zone without stopping and is then discharged as hot iron sponge.
  • the additional heating can be carried out inductively.
  • the electrically operated source can comprise at least one inductor.
  • One or more inductors can be arranged distributed over the circumference of the reduction zone of the shaft furnace in a section, which generate an alternating magnetic field from electrical energy, which generates additional heat in the iron ore carrier that has already begun to be metallized and is therefore partially electrically conductive due to eddy current and remagnetization losses.
  • the areas or sections that are equipped with the inductor or inductors are or are able to act on the already partially metallized iron ore carrier that is passing through.
  • At least one inductor in the form of a coil can be arranged on the wall on the circumference within the shaft furnace, for example integrated within a refractory lining, without essentially having contact with the iron ore carrier that is passing through.
  • at least one winding in particular several windings, are arranged within the lining arranged in the reduction zone.
  • the principle of induction heating is well known in the professional world.
  • the additional heating can alternatively and preferably be carried out conductively.
  • the electrically operated source can be designed as resistance heating, which can be arranged in the form of conductors distributed at least in some areas around the circumference of the reduction zone of the slag furnace, which have different poles.
  • the iron ore carrier and the iron ore carriers are generated by contact with each other with an electrical heating current, heat directly in the iron ore carrier to be heated.
  • the contacting iron ore carriers themselves form part of the heating circuit and thus the conductive heating takes place as a result of an electric current flowing according to Ohm's law depending on the applied voltage and the electrical resistance of the iron ore carrier being heated.
  • the heating power effective in this case causes the temperature in the iron ore carrier to rise in addition to the heat transferred by means of reducing gas, depending on the heating time, which is supplied to the iron ore carrier as an amount of energy over time. The additional heat is thus generated in the iron ore carrier itself.
  • the areas are or are equipped with the at least two conductors, which can act on the already partially metallized iron ore carrier passing through.
  • the at least two conductors are arranged, for example, within the shaft furnace on the wall on the circumference, in particular integrated within or on a refractory lining, whereby there should be contact with the iron ore carrier passing through.
  • the conductors are preferably arranged partially protruding within the lining in the reduction zone.
  • the conductors can be made of steel plates or electrically conductive ceramics.
  • the principle of conductive heating is known in the specialist world. The advantage of conductive heating is in particular simple automation, immediate availability of heating, high system availability and service life as well as proven, long-lasting system technology.
  • the additional heating can be carried out by using radiant tubes.
  • the electrically operated source can be designed as a radiant tube in which a heating element is integrated.
  • One or preferably several radiant tubes are, for example, distributed at least in regions on the circumference of the reduction zone of the chess furnace in a section and protrude into the interior of the reduction zone.
  • the iron ore carrier passing through is additionally heated in the section of the reduction zone in which the radiation tubes are arranged.
  • several sections can also be equipped with radiation tubes (distributed around the circumference and extending into the interior of the reduction zone). The principle of heating with heating elements integrated in radiation tubes is well known in the specialist world.
  • the reducing gas is heated to a temperature between 500 and 1100 °C. Due to the additional heating by the electrically operated source, the temperature can be reduced compared to conventionally operated direct reduction plants, in particular to a maximum of 1050 °C, preferably to a maximum of 1000 °C, preferably to a maximum of 950 °C, whereby feedstocks for operating at least one reducing gas heater, which heats the reducing gas to the required temperature before feeding it into the reduction zone in order to heat the iron ore and carry out the reduction work, can be reduced, in particular fuel gas.
  • the temperature of the reducing gas fed in can be in particular 600 °C, preferably at least 700 °C, preferably at least 800 °C.
  • the sponge iron can pass through a cooling zone downstream of the reduction zone, which is fed with a cooling gas.
  • the method can thus provide for the iron ore carrier to pass through a reduction zone for reducing the iron ore carrier to sponge iron and a cooling zone for cooling the sponge iron.
  • the cooling gas serves to cool the sponge iron to a temperature suitable for further transport, for example below 100 °C and, depending on the composition of the cooling gas, can also cause (further) "carburization" of the sponge iron, especially when carbon-containing compounds are used, preferably carbon dioxide (CO 2 ), which can preferably be separated from the discharged process gas from the reduction zone and not fed into CCS or CCU, for example.
  • carbon-containing compounds preferably carbon dioxide (CO 2 )
  • CO 2 carbon dioxide
  • Bosch reaction takes place using carbon dioxide and hydrogen as an example CO 2 + 2H 2 ⁇ C + 2H 2 O.
  • Carbon dioxide can be consumed during the "carburization" of the sponge iron under the conditions prevailing there.
  • the carbon content of the sponge iron after cooling or after the cooling zone can be set to greater than 0.5% by weight, in particular greater than 1.0% by weight, preferably greater than 2.0% by weight.
  • the carbon content of the sponge iron after the cooling zone can be set to less than 4.5% by weight, in particular less than 4.0% by weight, preferably less than 3.5% by weight.
  • the countercurrent principle is used in both the reduction zone and the cooling zone to achieve an efficient reaction between the gases and the solids.
  • FIG. 1 The invention is explained using the example of a shaft furnace (10). Iron ore carriers in the form of, for example, lump/iron ore "iron ore” (io) are introduced at the upper end of the shaft furnace (10). The sponge iron " sponge iron” (si) produced is removed at the lower end of the shaft furnace (10). A reduction zone (11) and optionally a cooling zone (14) are arranged in the shaft furnace (10). The reduction zone (11) is arranged above the optional cooling zone (14). The cooling zone (14) is not absolutely necessary if hot use of the hot sponge iron (si) leaving the reduction zone (11) immediately is possible.
  • the reducing gas (12) as well as the optional cooling gas (15) flow through the iron ore carrier in the reduction zone (11) and the iron sponge in the optional cooling zone (14) in the countercurrent principle, thus against a direction of movement of the iron ore carrier (io) or iron sponge.
  • the reducing gas (12) is passed through a reducing gas heater (20) and heated to a temperature of at least 500 and up to 1100 °C.
  • the reducing gas (12) comprises a fresh gas (FG) from a hydrogen source.
  • the fresh gas (FG) can be mixed with a reformed and/or dried gas (RG), which is prepared from the process gas (13) discharged from the reduction zone (11) of the shaft furnace (10).
  • the discharged Process gas (13) composed of unused reducing gas from any gaseous reaction products.
  • the discharged process gas (40) can comprise hydrogen (H 2 ) and/or at least one hydrogen-containing compound (H 2 O) and unavoidable impurities.
  • the discharged process gas (13) can be fed to a first process step, for example in a unit for process gas cleaning and dedusting, in which at least some of the unavoidable impurities are separated from the discharged process gas (13).
  • the process gas can be passed through a unit, for example through a condenser and cooled accordingly, so that the water vapor (H 2 O) in the process gas condenses and is thus separated from the process gas.
  • the process gas is "dehumidified” by condensing and draining off the condensate.
  • the steam-free and/or reformed gas (RG) can be recycled in a further process step of the direct reduction by mixing it with the fresh gas (NG), in particular before the mixture is heated in the reduction gas heater (20) to a temperature between 500 and 1100 °C.
  • a corresponding fuel gas for example natural gas, but also biomethane or other combustible gases, in particular available in an integrated steelworks, such as process gases discharged from converters and/or heat treatment furnaces for steel production, and/or at least a portion of the discharged process gas (13) and/or at least a portion of the optional process gas (16) is provided for firing the at least one reducing gas heater (20).
  • BG fuel gas
  • the sponge iron (si) After leaving the reduction zone (11), the sponge iron (si) enters the optional cooling zone (14).
  • the sponge iron has a temperature in the range of 500 to 1000 °C.
  • the sponge iron in the cooling zone (14) is also flowed through with cooling gas (15) in the opposite direction to the direction of movement of the sponge iron (si). Unused cooling gas exits again together with any gaseous reaction products as process gas (16).
  • the cooling gas (15) can in particular comprise a carbon-containing compound or mixture, preferably carbon dioxide (CO 2 ) or methane. Hydrogen (H 2 ) can be added to the cooling gas (15) if required, whereby the cooling gas (15) in the cooling zone (14) undergoes the Bosch reaction in the presence of the hot sponge iron as a catalyst.
  • Hydrogen (H 2 ) and carbon dioxide (CO 2 ) in the cooling gas (15) thus react after the reaction CO 2 + 2H 2 --> C + 2H 2 O to water vapor (H 2 O) and carbon (C), with the carbon (C) being deposited on the sponge iron (si) serving as a catalyst.
  • the water vapor (H 2 O) with other gaseous reaction products is discharged as process gas (16) from the cooling zone (14) of the shaft furnace (10).
  • the deposited carbon then diffuses into the interior of the sponge iron (si) and forms cementite (Fe 3 C). This effect increases the carbon content of the sponge iron (si) to 2.0% by weight up to 4.5%.
  • the sponge iron (si) carburized and cooled in this way can be removed from the lower area of the shaft furnace (10) and fed to steel production for further processing in a known manner.
  • the discharged process gas (16) can be partially or completely mixed with the fuel gas (BG) to fire the reduction gas heater (20).
  • the reaction of iron ore (io) to sponge iron (si) at a temperature of the iron ore below 570 °C is based essentially on hydrogen (H 2 ) as reducing gas (12) 3Fe 2 O 3 + H 2 ⁇ 2Fe 3 O 4 + H 2 O Fe 3 O 4 + 4 H 2 ⁇ 3Fe + 4 H 2 O.
  • thermodynamic equilibrium at approximately 570 °C is established, in particular derived from the BGD, H 2 and a prevailing ratio of the partial pressures H 2 to H 2 O, which would be established at a certain level (N) in the reduction zone (11) during normal operation.
  • this phenomenon can be improved in such a way that the temperature of the iron ore carrier (io) of at least 570 °C in the reduction zone (11) is reached and exceeded more quickly by arranging an electrically operated source (17) in the region of the reduction zone for additional heating of the iron ore carrier (io), with which the level (E) is reached more quickly.
  • the electrically operated source (17) is arranged in a region of the reduction zone (11) of the shaft furnace (10) in which an already partially metallized iron ore carrier is present in order to have electrical conductivity in order to be able to absorb the heating power emanating from the electrically operated source (17), either inductively or conductively.
  • This can be arranged, for example, in a region in the middle and/or lower section of the reduction zone (11), in its longitudinal extension and vertical course in the direction of movement of the iron ore carrier (io) from top to bottom.
  • the electrically operated source (17) can comprise at least one inductor (not shown) in the form of a coil, which can be arranged within the shaft furnace (10) on the wall (not shown) on the circumference, wherein the inductor can be integrated within a refractory lining (not shown) and has essentially no contact with the iron ore carrier (io) passing through.
  • One or preferably several radiation tubes (not shown) can, for example, be distributed at least in regions on the circumference of the reduction zone of the chess furnace (10) in one section or, if necessary, in several sections and protrude into the interior of the reduction zone (11).
  • the electrical source (17) is designed as resistance heating and comprises at least two conductors (18), see sketch in Figure 2 which are arranged on the circumference of the wall (not shown) inside the shaft furnace (10).
  • the conductors (18) are integrated inside or on a refractory lining (not shown) and have a contact with the iron ore carrier (io) passing through, which is necessary in order to cause an electrical current flow between the two correspondingly polarized conductors (18), which are preferably arranged opposite one another on the wall of the shaft furnace (10), and the iron ore carriers lying between them and in contact, which are already partially metallized on the surface, by applying a voltage, in this case a direct voltage, with simultaneous additional heating of the iron ore carrier.
  • a voltage in this case a direct voltage
  • the arrangement and the section or region in the reduction zone (11) in which the electrically operated source (17) is to be provided, as well as the type of electrically operated source (17), in particular to increase the effectiveness, can be determined by appropriate tests and/or by simulations.
  • a cooling gas (15) consisting of carbon dioxide (CO 2 ) and hydrogen (H 2 ) can be introduced into the cooling zone (14) and the sponge iron (si) can be cooled to a temperature below 100 °C.

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture Of Iron (AREA)

Abstract

Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Direktreduktion von Eisenerz zu Eisenschwamm nach Anspruch 1.

Description

  • Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Direktreduktion von Eisenerzträgern in einem Schachtofen.
  • Beim Direktreduktionsverfahren findet eine heterogene Reaktion zwischen den Eisenerzträgern und dem Reduktionsgas statt, bei der Sauerstoff aus dem Eisenerz entfernt wird. Zur Erzeugung des Reduktionsgas werden klassisch Kohle und/oder Erdgas bzw. kohlenwasserstoffhaltige Verbindungen und/oder Verbindungen aus Kohlenstoff und Sauerstoff als Reduktiongas verwendet. Der Trend in letzter Zeit geht dahin, dass häufiger auch Wasserstoff als Reduktionsgas vorgeschlagen wird. Die Reaktion findet unterhalb des Schmelzpunktes des Eisenerzes statt, sodass die äußere Form der Erze unverändert bleibt. Da es bei der Entfernung von Sauerstoff zu einer Gewichtsreduktion von etwa 1/4 bis 1/3 kommt, ergibt sich eine wabenförmige Mikrostruktur des Reaktionsproduktes (festes poröses Eisen mit vielen luftgefüllten Zwischenräumen). Daher wird das direktreduzierte Eisen ("direct reduced iron") häufig auch als Eisenschwamm ("sponge iron") bezeichnet. Klassisch wird beim Direktreduktionsverfahren ein Schachtofen als Reaktor mit einer Reduktionszone verwendet, durch welche das Eisenerz entgegen dem Reduktionsgas durchläuft. Bei einer speziellen Variante des Verfahrens ist die Reduktionszone oberhalb einer Kühlzone im Schachtofen angeordnet, wobei die Kühlzone mit einem Kühlgas durchströmt wird. Das Eisenerz durchläuft dann den Schachtofen in vertikaler Richtung von oben nach unten. Derartige Schachtöfen ermöglichen eine gute Durchströmung des Eisenerzes mit Reduktionsgas und optionalem Kühlgas aufgrund des zugrundeliegenden Kamineffektes. Insbesondere durchströmt das Reduktionsgas die Reduktionszone entgegen einer Bewegungsrichtung des Eisenerzes. Entsprechend durchströmt das Kühlgas die Kühlzone ebenfalls entgegen einer Bewegungsrichtung des erzeugten Eisenschwamms. Sowohl in der Reduktionszone als auch in der optionalen Kühlzone wird demnach das Gegenstromprinzip eingesetzt, um eine effiziente Reaktion zwischen den Gasen und den Feststoffen zu erreichen.
  • Als Reduktionsgas kann CO oder H2 oder ein Mischgas umfassend CO und H2 verwendet werden. Dieses Reduktionsgas(gemisch) wird dem Schachtofen zugeführt, in welchem es das Eisenerz reduziert. Als wesentliche Reaktionsprodukte entstehen CO2, Wasserdampf (H2O) und Eisenschwamm, bei Einsatz von 100 % H2 entsteht im Wesentlichen kein CO2. CO2, Wasserdampf und unverbrauchtes Reduktionsgas werden mit frischem Gas gemischt und wieder dem Prozess zugeführt.
  • Die Erzeugung von Eisenschwamm kann zwei grundlegende Schritte umfassen. Als erster und notwendiger Schritt wird die Reduktion des Eisenerzes zu Eisenschwamm in einer Reduktionszone mit einem geeigneten heißen Reduktionsgas durchgeführt. Typischerweise umfasst ein Reduktionsgas im Wesentlichen Verbindungen oder Mischungen aus Kohlenstoff und Wasserstoff (beispielsweise CH4), Verbindungen oder Mischungen aus Kohlenstoff und Sauerstoff (beispielsweise CO) und/oder Wasserstoff (H2) bei Temperaturen im Bereich von 700 °C bis 1100 °C. Das heiße Reduktionsgas regiert nicht nur chemisch mit dem Eisenerz, sondern erwärmt dieses auch beim Durchströmen durch Kontakt. In einem zweiten und optionalen Schritt kann der erzeugte Eisenschwamm in einer Kühlzone mittels eines Kühlgases auf Temperaturen heruntergekühlt, die typischerweise unterhalb von 100 °C liegen. Entsprechende Verfahren sind der Fachwelt bekannt.
  • Natürliches Eisenerz besteht nebst Gangart aus Eisenoxid in Form von Hämatit (Fe2O3) oder Magnetit (Fe3O4). Beide Eisenoxidformen sind bei Umgebungstemperatur stabil. Pellets aus Eisenerz bestehen in der Regel aus Hämatit (Fe2O3), können aber auch noch einen Kern aus Magnetit (Fe3O4) aufweisen.
  • Bei CO als Reduktionsgas können auf einzelne Eisenoxidphasen folgende Reduktionsgleichungen angewandt werden:

             3Fe2O3 + CO ↔ 2Fe3O4 + CO2

             Fe3O4 + 4CO ↔ 3Fe + 4CO2 (< 570°C)

             Fe3O4 + CO ↔ 3FeO + CO2 (> 570°C)

             FeO + CO ↔ Fe + CO2

  • Das bekannte Baur-Glässner Diagramm (BGD) für CO/CO2-Gemische bietet eine gute Aussage über die Stabilität von Eisenerzphasen und Reduktionsgas. Das BGD zeigt Stabilitätsbereiche des Wüstits, Magnetits und Eisens bei unterschiedlichen Temperaturen und CO/CO2-Verhältnisse, in Form von Linien (Gleichgewichtslinien), welche druckunabhängig sind.
  • Bei H2 als Reduktionsgas können auf einzelne Eisenoxidphasen folgende Reduktionsgleichungen angewandt werden:

             3Fe2O3 + H2 ↔ 2Fe3O4 + H2O

             Fe3O4 + 4 H2 ↔ 3Fe + 4 H2O (< 570°C)

             Fe3O4 + H2 ↔ 3FeO + H2O (> 570°C)

             FeO + H2 ↔ Fe + H2O

  • Das Baur-Glässner Diagramm (BGD, H2) ist für Wasserstoff modifiziert worden. Auch das BGD, H2 zeigt Stabilitätsbereiche des Wüstits, Magnetits und Eisens bei unterschiedlichen Temperaturen und H2/H2O-Verhältnisse, in Form von Linien (Gleichgewichtslinien), welche druckunabhängig sind.
  • Auch eine Mischung aus CO und H2 ist möglich und die Baur-Glässner Diagramme können miteinander für die jeweiligen Mischungen modifiziert werden. Die thermodynamische Grundlage bietet das bekannte Richard-Ellingham-Diagramm (RED), um das Verhalten von Eisenerz im Direktreduktionsprozess zu verstehen. Die oben genannten Gleichungen und angesprochenen unterschiedlichen BGD's und RED sind auf den Seiten 3-10, s. insbesondere Abbildungen 2-1, 2-3, 2-4 und 2-5, in der Masterarbeit von Anton Pichler gezeigt: "Entwicklung einer Methodik zur Bewertung der morphologischen Veränderung von Feineisenerzen während der Reduktion im Wirbelschichtprozess", Oktober 2012, AC10704808n01vt.pdf (unileoben.ac.at).
  • Beim Reduzieren von Eisenerz beispielswiese mit H2 bei Temperaturen über 570 °C verläuft die Reduktion aus Hämatit über Magnetit zu Wüstit und schließlich zu metallischem Eisen. Unterhalb von 570 °C erfolgt die Reduktion von Magnetit direkt zu metallischem Eisen, da Wüstit unterhalb von 570 °C nicht stabil ist, vgl. die Untersuchungen von Spreitzer/Schenk "Iron Ore Reduction by Hydrogen Using a Laboratory Scale Fluidized Bed Reactor: Kinetic Investigation - Experimental Setup and Method for Determination", https://doi.org/10.1007/s11663-019-01650-9, 2019.
  • Wie schnell die Temperatur von 570 °C bei Direktreduktion erreicht und auch beibehalten werden kann, um Wüstit und in metallisches Eisen zu reduzieren, hängt von der Prozesszeit (Verweilzeit) in der Reduktionszone des Schachtofens wie auch der Dimensionierung der Reduktionszone des Schachtofens ab. Eine Optimierung wäre entweder die Prozesszeit, sprich die Verweilzeit während eines Zyklus, zu verlängern, wodurch aber die Wirtschaftlichkeit gesenkt werden würde oder die Temperatur des Reduktionsgases zu erhöhen, beispielsweise auf über 1100 °C, was jedoch zu Problemen, insbesondere zu Verbackungen (Sticking) innerhalb der Reduktionszone und im schlimmsten Fall zu Störungen führen könnte.
  • Aufgabe der vorliegenden Erfindung ist es, den Direktreduktionsprozess zu verbessern.
  • Diese Aufgabe wird gelöst durch ein Verfahren mit den Merkmalen des Anspruchs 1.
  • Die Erfindung betrifft somit ein Verfahren zur Direktreduktion von Eisenerzträgern zu Eisenschwamm, wobei der Eisenerzträger in einem Schachtofen von oben chargiert wird, wobei der Eisenerzträger eine im Schachtofen befindliche Reduktionszone zum Reduzieren des Eisenerzträgers zu Eisenschwamm in vertikaler Richtung nach unten durchläuft, wobei die Reduktionszone mit einem auf mindestens 500 °C heißen Reduktionsgas gespeist wird, welches die Reduktionszone im Gegenstromprinzip nach oben durchströmt, wobei das heiße Reduktionsgas den Eisenerzträger erwärmt und reduziert, wobei das Reduktionsgas ein Frischgas aus einer Wasserstoff-Quelle umfasst. Der die Reduktionszone durchlaufende Eisenerzträger wird zusätzlich durch eine elektrisch betriebene Quelle erwärmt.
  • Somit umfasst ein Schachtofen zur Direktreduktion von Eisenerzträgern zu Eisenschwamm eine Reduktionszone, Mittel zum Speisen von einem eine Temperatur von mindestens 500 °C betragenden heißen Reduktionsgas in die Reduktionszone. Im Bereich der Reduktionszone ist eine elektrisch betriebene Quelle zum zusätzlichen Erwärmen des Eisenerzträgers angeordnet.
  • Um den bestehenden Prozess im Wesentlichen beizubehalten, haben die Erfinder herausgefunden, dass eine zusätzliche Erwärmung des Eisenerzträgers über die Erwärmung durch das kontaktierende heiße Reduktionsgas durchgeführt wird, um eine schnellere Erwärmung im Vergleich zur reinen Gaserwärmung, insbesondere über eine Temperatur oberhalb von 570 °C in kürzerer Zeit, zu erzielen, so dass die Verweilzeit bei der zu erreichenden Temperatur oberhalb von 570 °C innerhalb der bestehenden Prozesszeit (Zyklus) verlängert und dadurch eine Erhöhung des Metallisierungsgrads des Eisenschwamms im Vergleich zum bestehenden Prozess erzielt werden kann.
  • Beim Reduzieren vom Eisenerzträger zu Eisenschwamm nimmt das elementare Eisen zu und lässt sich durch den Metallisierungsgrad beschreiben: Metallisierungsgrad % = 100 * Fe elementar % / Fe total % .
    Figure imgb0001
  • Aufgrund des Kontakts der Eisenerzträgeroberfläche mit dem heißen Reduktionsgas beginnen die Reaktionsvorgänge und letztendlich das Metallisieren von außen nach innen. Eine vollständige Reduktion, sprich ein Metallisierungsgrad von 100 % ist zwar theoretisch möglich, in der Praxis spielt die Wirtschaftlichkeit eine wichtige Rolle und somit die Zeit für das Reduzieren, so dass ein Metallisierungsgrad bis zu 100 %, insbesondere eher bis zu 98 % angestrebt wird. Ein Metallisierungsgrad von mindestens 70 %, insbesondere 75 %, vorzugsweise mindestens 80 %, bevorzugt mindestens 85 % und besonders bevorzugt 90 % wird im Direktreduktionsprozess angestrebt.
  • Eisenerzträger können in Form von Sinter, Pelltes und/oder Eisen-/Stückerz bereitgestellt werden.
  • Die Quelle zum Erwärmen wird elektrisch betrieben und wird daher mit Strom gespeist. Der Strom kann bevorzugt aus regenerativer Energie bereitgestellt werden. Die Quelle kann damit schnell und bedarfsgerecht die erforderliche zusätzliche Erwärmung bereitstellen. Dabei ist die Quelle im Bereich der Reduktionszone, in welcher eine zusätzliche Erwärmung des Eisenerzträgers benötigt wird, angeordnet. Die Quelle kann bedarfsgerecht ausgelegt werden und je nach Dimensionierung des Schachtofens, insbesondere der Reduktionszone, und auch nach Fahrweise angeordnet werden, ob Eisenerzträger chargiert wird, eine definierte Prozesszeit mit heißem Reduktionsgas reduziert wird und anschließend als (heißer) Eisenschwamm abgelassen wird, oder ob ein kontinuierlicher Durchsatz vorgesehen ist, d.h., dass der chargierte Eisenerzträger ohne Stillstand die Reduktionszone durchläuft und anschließend als heißer Eisenschwamm abgelassen wird.
  • Das zusätzliche Erwärmen kann induktiv durchgeführt werden. Die elektrisch betriebene Quelle kann mindestens einen Induktor umfassen. Es kann ein Induktor oder mehrere Induktoren über den Umfang der Reduktionszone des Schachofens in einem Abschnitt verteilt angeordnet sein, welche aus elektrischer Energie ein magnetisches Wechselfeld erzeugen, welches in dem bereits mit der Metallisierung begonnenen Eisenerzträger und somit zum Teil elektrisch leitenden Eisenerzträger aufgrund von Wirbelstrom- und Ummagnetisierungsverlusten zusätzliche Wärme im Eisenerzträger entstehen lässt. Dabei ist oder sind die Bereiche oder Abschnitte, die entsprechend mit dem Induktor oder den Induktoren bestückt, welche auf das durchlaufende, bereits teilmetallisierte Eisenerzträger einwirken können. Es kann beispielsweise mindestens ein Induktor in Form einer Spule innerhalb des Schachtofens an der Wandung am Umfang angeordnet werden, beispielsweise innerhalb einer feuerfesten Ausmauerung integriert sein, ohne im Wesentlichen einen Kontakt zu dem durchlaufenden Eisenerzträger zu haben. Vorzugsweise ist mindestens eine Wicklung, insbesondere mehrere Wicklungen innerhalb der Ausmauerung in der Reduktionszone angeordnet. Das Prinzip zur Induktionserwärmung ist der Fachwelt bekannt.
  • Das zusätzliche Erwärmen kann alternativ und bevorzugt konduktiv durchgeführt werden. Die elektrisch betriebene Quelle kann als Widerstandserwärmung ausgeführt sein, welche in Form von zumindest bereichsweise am Umfang der Reduktionszone des Schachofens verteilte Konduktoren, welche unterschiedlich gepolt sind, angeordnet sein können. Bei der konduktiven Erwärmung wird der Eisenerzträger und die Eisenerzträger untereinander mit einem elektrischen Heizstrom durch Kontakt Wärme direkt in dem zu erwärmenden Eisenerzträger erzeugt. Aufgrund des teilmetallisierten, wobei die Metallisierung zunächst oberflächig beginnen kann und nach innen, wie beschrieben, fortschreitet, die kontaktierenden Eisenerzträger selbst ein Teil des Heizstromkreises einen Stromkreis bilden und dadurch die konduktive Erwärmung infolge eines Fließens eines elektrischen Stroms nach dem ohmschen Gesetz in Abhängigkeit von der angelegten Spannung und dem elektrischen Widerstand des erwärmenden Eisenerzträgers erfolgt. Die dabei wirksame Erwärmungsleistung lässt die Temperatur im Eisenerzträger zusätzlich zu der mittels Reduktionsgas übertragenen Wärme in Abhängigkeit von der Aufheizdauer ansteigen, welche mit der Zeit als Energiemenge dem Eisenerzträger zugeführt wird. Somit entsteht die zusätzliche Wärme im Eisenerzträger selbst. Dabei ist oder sind die Bereiche, die entsprechend mit den mindestens zwei Konduktoren bestückt, welche auf das durchlaufende, bereits teilmetallisierte Eisenerzträger einwirken können. Die mindestens zwei Konduktoren sind beispielsweise innerhalb des Schachtofens an der Wandung am Umfang angeordnet, insbesondere innerhalb oder an einer feuerfesten Ausmauerung integriert, wobei ein Kontakt zu dem durchlaufenden Eisenerzträger bestehen soll. Vorzugsweise ist sind die Konduktoren zum Teil vorstehend innerhalb der Ausmauerung in der Reduktionszone angeordnet. Um den rauen Bedingungen standzuhalten, können die Konduktoren aus Stahlplatten oder aber auch als elektrisch leitfähigen Keramiken bestehen. Das Prinzip der konduktiven Erwärmung ist der Fachwelt bekannt. Der Vorteil der konduktiven Erwärmung besteht insbesondere in einer einfachen Automatisierung, sofortigen Verfügbarkeit der Erwärmung, hohe Anlagenverfügbarkeit und Standzeit sowie einer bewährten, langlebigen Anlagentechnologie.
  • Bei einer weiteren Alternative kann das zusätzliche Erwärmen durch Verwendung von Strahlungsrohre durchgeführt werden. Die elektrisch betriebene Quelle kann als Strahlungsrohr ausgeführt sein, in welchem ein Heizelement integriert ist. Ein oder bevorzugt mehrere Strahlungsrohre sind beispielsweise zumindest bereichsweise am Umfang der Reduktionszone des Schachofens in einem Abschnitt verteilt und ragen ins Innere der Reduktionszone. Insbesondere durch eine Kombination aus Wärmestrahlung und Wärmeleitung wird der durchlaufende Eisenerzträger in dem Abschnitt der Reduktionszone, in welchem die Strahlungsrohre angeordnet, sind zusätzlich erwärmt. Bei Bedarf können auch mehrere Abschnitte mit (am Umfang verteilte und ins Innere der Reduktionszone ragende) Strahlungsrohre versehen sein. Das Prinzip der Erwärmung mit in Strahlungsrohren integrierte Heizelemente ist der Fachwelt bekannt.
  • Das Reduktionsgas wird auf eine Temperatur zwischen 500 und 1100 °C erwärmt. Aufgrund der zusätzlichen Erwärmung durch die elektrisch betriebene Quelle, kann die Temperatur im Vergleich zu konventionell betriebenen Direktreduktionsanlagen gesenkt werden, insbesondere auf maximal 1050 °C, vorzugsweise auf maximal 1000 °C, bevorzugt auf maximal 950 °C, wodurch Einsatzstoffe zum Betreiben mindestens eines Reduktionsgaserwärmers, welcher das Reduktionsgas vor dem Einspeisen in die Reduktionszone auf die erforderliche Temperatur erwärmt, um das Eisenerz zu erwärmen und die Reduktionsarbeit zu verrichten, verringert werden können, insbesondere Brenngas. Die Temperatur des eingespeisten Reduktionsgases kann insbesondere 600 °C, vorzugsweise mindestens 700 °C, bevorzugt mindestens 800 °C betragen. Bei einem Einspeisen von (im Wesentlichen 100 %) Wasserstoff kann eine Einspeisung ohne insbesondere zusätzliche Beaufschlagung und somit Nachverbrennung mit Sauerstoff erfolgen, sprich, dass dadurch die vollständige Nutzung des Wasserstoffs für die Reduktion des Eisenerzträgers gewährleistet und dadurch das Verfahren wirtschaftlicher betrieben werden kann. Sehr hohe Wasserstoffanteile müssen nicht auf so hohe Prozesstemperaturen erwärmt werden, da die Reduktion des Eisenerzes, vgl. Baur-Glässner-Diagramm, bei niedrigen Temperaturen stattfinden kann.
  • Ist ein Heißeinsatz des aus der Reduktionszone kommenden Eisenschwamms mit einer Temperatur zwischen 500 und 1000 °C, insbesondere zwischen 600 und 1000 °, vorzugsweise zwischen 700 und 1000 °C, bevorzugt zwischen 800 und 1000 °C nicht möglich, kann der Eisenschwamm eine der Reduktionszone nachgelagerte Kühlzone durchlaufen, welche mit einem Kühlgas gespeist wird. Somit kann das Verfahren vorsehen, dass der Eisenerzträger nacheinander eine Reduktionszone zum Reduzieren des Eisenerzträgers zu Eisenschwamm und eine Kühlzone zum Kühlen des Eisenschwamms durchläuft. Das Kühlgas dient zum Kühlen des Eisenschwamms auf eine zum Weitertransport geeigneten Temperatur beispielsweise unterhalb von 100 °C und kann zudem in Abhängigkeit der Zusammensetzung des Kühlgases auch ein (weiteres) "Aufkohlen" des Eisenschwamms bewirken, insbesondere wenn kohlenstoffhaltige Verbindungen zum Einsatz kommen, vorzugsweise Kohlenstoffdioxid (CO2), welches bevorzugt aus dem ausgeschleusten Prozessgas aus der Reduktionszone abgetrennt werden kann und nicht beispielsweise CCS oder CCU zugeführt wird. In der Kühlzone findet am Beispiel von Kohlenstoffdioxid und Wasserstoff die sogenannte Bosch-Reaktion statt

             CO2 + 2H2 → C + 2H2O.

  • Kohlenstoffdioxid kann bei dem "Aufkohlen" des Eisenschwamms unter den dort vorherrschenden Bedingungen verbraucht werden. In der Kühlzone und durch das Kühlgas, welches zumindest eine kohlenstoffhaltige Verbindung umfasst, kann der Kohlenstoffgehalt des Eisenschwamms nach dem Kühlen respektive nach der Kühlzone größer als 0,5 Gew.-%, insbesondere größer 1,0 Gew.-%, vorzugsweise größer 2,0 Gew.-% eingestellt werden. Weiterhin kann der Kohlenstoffgehalt des Eisenschwamms nach der Kühlzone kleiner als 4,5 Gew.-%, insbesondere kleiner als 4,0 Gew.-%, vorzugsweise kleiner 3,5 Gew.-% eingestellt werden.
  • Sowohl in der Reduktionszone als auch in der Kühlzone wird demnach das Gegenstromprinzip eingesetzt, um eine effiziente Reaktion zwischen den Gasen und den Feststoffen zu erreichen.
  • Näher erläutert wird die Erfindung anhand der folgenden Ausführungsbeispiele in Verbindung mit den Figuren.
  • In Figur 1 wird die Erfindung am Beispiel eines Schachtofens (10) erläutert. Eisenerzträger in Form von beispielsweise Stück-/Eisenerz "iron ore" (io) werden am oberen Ende des Schachtofens (10) eingebracht. Am unteren Ende des Schachtofens (10) wird der erzeugte Eisenschwamm "sponge iron" (si) entnommen. Im Schachtofen (10) ist eine Reduktionszone (11) und optional eine Kühlzone (14) angeordnet. Die Reduktionszone (11) ist dabei oberhalb der optionalen Kühlzone (14) angeordnet. Die Kühlzone (14) ist nicht zwingend erforderlich, wenn ein Heißeinsatz des unmittelbar die Reduktionszone (11) verlassenden heißen Eisenschwamms (si) möglich ist. Das Reduktionsgas (12) wie auch das optionale Kühlgas (15) durchströmen den in der Reduktionszone (11) befindlichen Eisenerzträger und den in der optionalen Kühlzone (14) befindlichen Eisenschwamm im Gegenstromprinzip, somit entgegen einer Bewegungsrichtung des Eisenerzträgers (io) bzw. Eisenschwamm. Das Reduktionsgas (12) wird vor dem Einspeisen durch einen Reduktionsgaserwärmer (20) durchgeleitet und auf eine Temperatur von mindestens 500 und bis zu 1100 °C erwärmt. Das Reduktionsgas (12) umfasst ein Frischgas (FG) aus einer Wasserstoff-Quelle. Das Frischgas (FG) kann mit einem reformierten und/oder getrockneten Gas (RG), welches aus dem aus der Reduktionszone (11) des Schachtofens (10) ausgeschleusten Prozessgas (13) aufbereitet wird, gemischt werden. Dabei kann sich das ausgeschleuste Prozessgas (13) aus unverbrauchtem Reduktionsgas aus etwaigen gasförmigen Reaktionsprodukten zusammensetzen. Das ausgeschleuste Prozessgas (40) kann Wasserstoff (H2) und/oder mindestens eine wasserstoffhaltige Verbindung (H2O) und unvermeidbare Verunreinigungen umfassen. Das ausgeschleuste Prozessgas (13) kann einem ersten Prozessschritt zugeführt, beispielsweise in einer Einheit zur Prozessgasreinigung und Entstaubung, in welcher zumindest ein Teil der unvermeidbaren Verunreinigungen aus dem ausgeschleusten Prozessgas (13) abgetrennt werden. In einem weiteren Prozessschritt kann das Prozessgas durch eine Einheit durchgeleitet werden, beispielsweise durch einen Kondensator und entsprechend abgekühlt, so dass der im Prozessgas befindliche Wasserdampf (H2O) kondensiert und somit vom Prozessgas abgetrennt wird. Durch das Kondensieren und Ableiten des Kondensats wird das Prozessgas "entfeuchtet". Das von Wasserdampf befreite und/oder reformierte Gas (RG) kann in einem weiteren Prozessschritt der Direktreduktion wieder zu geführt werden, indem es mit dem Frischgas (NG) gemischt wird, insbesondere bevor die Mischung im Reduktionsgaserwärmer (20) auf eine Temperatur zwischen 500 und 1100 °C erwärmt wird.
  • Ein entsprechendes Brenngas (BG), beispielsweise Erdgas, aber auch Biomethan oder weitere, insbesondere in einem integrierten Hüttenwerk verfügbare, brennbare Gase, wie zum Beispiel Prozessgase abgeführt aus Konverter und/oder Wärmebehandlungsöfen für die Stahlherstellung, und/oder mindestens ein Teil des ausgeschleusten Prozessgases (13) und/oder mindestens ein Teil des optionalen Prozessgases (16) wird zur Befeuerung des mindestens einen Reduktionsgaserwärmers (20) bereitgestellt.
  • Nach dem Verlassen der Reduktionszone (11) tritt der Eisenschwamm (si) in die optionale Kühlzone (14) ein. Dabei hat der Eisenschwamm eine Temperatur im Bereich von 500 bis 1000 °C. Auch der in der Kühlzone (14) befindliche Eisenschwamm wird mit Kühlgas (15) entgegen der Bewegungsrichtung des Eisenschwamms (si) durchströmt. Unverbrauchtes Kühlgas tritt zusammen mit etwaigen gasförmigen Reaktionsprodukten als Prozessgas (16) wieder aus. Das Kühlgas (15) kann insbesondere eine kohlenstoffhaltige Verbindung oder Mischung, vorzugsweise Kohlenstoffdioxid (CO2) oder Methan umfassen. Wasserstoff (H2) kann bei Bedarf dem Kühlgas (15) beigemengt werden, wodurch in der Kühlzone (14) das Kühlgas (15) die Bosch-Reaktion unter Anwesenheit des heißen Eisenschwamms als Katalysator durchläuft. Wasserstoff (H2) und Kohlenstoffdioxid (CO2) im Kühlgas (15) reagieren somit nach der Reaktion

             CO2 + 2H2 --> C + 2H2O

    zu Wasserdampf (H2O) und Kohlenstoff (C), wobei sich der Kohlenstoff (C) auf dem als Katalysator dienenden Eisenschwamm (si) ablagert. Der Wasserdampf (H2O) mit anderen gasförmigen Reaktionsprodukten wird als Prozessgas (16) aus der Kühlzone (14) des Schachtofens (10) ausgeschleust. Der abgelagerte Kohlenstoff diffundiert anschließend ins Innere des Eisenschwamms (si) und bildet Zementit (Fe3C). Durch diesen Effekt erhöht sich der Kohlenstoffgehalt des Eisenschwamms (si) auf 2,0 Gew.-% bis zu 4,5%. Der so aufgekohlte und gekühlte Eisenschwamm (si) kann im unteren Bereich des Schachtofens (10) entnommen werden und auf bekannte Weise der Stahlerzeugung zur Weiterverarbeitung zugeführt werden. Nicht dargestellt, kann das abgeführte Prozessgas (16) zum Teil oder vollständig mit dem Brenngas (BG) zur Befeuerung des Reduktionsgaserwärmers (20) gemischt werden.
  • In der Reduktionszone (11) beruht die Reaktion bei Verwendung von Wasserstoff (H2) als Reduktionsgas (12) des Eisenerzes (io) zu Eisenschwamm (si) bei einer Temperatur des Eisenerzes unterhalb von 570 °C im Wesentlichen auf

             3Fe2O3 + H2 ↔ 2Fe3O4 + H2O

             Fe3O4 + 4 H2 ↔ 3Fe + 4 H2O.

  • Mit Erreichen und Überschreiten der 570 °C Eisenerztemperatur erfolgen die Reaktionen

             Fe3O4 + H2 ↔ 3FeO + H2O

             FeO + H2 ↔ Fe + H2O.

  • Bei einem Schachtofen (10) mit einer Reduktionszone (11) stellt sich, insbesondere abgeleitet aus dem BGD, H2 und einem vorherrschenden Verhältnis der Partialdrücke H2 zu H2O, ein thermodynamisches Gleichgewicht bei ca. 570 °C ein, welches sich bei einem Normalbetrieb auf einem bestimmten Level (N) in der Reduktionszone (11) einstellen würde. Mit der Erfindung lässt sich dieses Phänomen dahingehend verbessern, dass die Temperatur des Eisenerzträgers (io) von mindestens 570 °C in der Reduktionszone (11) schneller erreicht und überschritten wird, indem eine elektrisch betriebene Quelle (17) im Bereich der Reduktionszone zum zusätzlichen Erwärmen des Eisenerzträgers (io) angeordnet ist, mit welcher das Level (E) schneller erreicht wird. Dadurch verlängert sich die Verweilzeit zur Reduktion im Prozess und der Metallisierungsgrad kann im Vergleich zum Normalbetrieb durch die zusätzliche Erwärmung mit der elektrisch betriebenen Quelle (17) erhöht werden, oder alternativ bei Beibehaltung des Metallisierungsgrads, sprich zur Erzeugung eines Eisenschwamms mit gegenüber dem Normalbetrieb vergleichbarem Metallisierungsgrad, die Prozesszeit verkürzt und die Produktionsmenge erhöht werden.
  • Bevorzugt wird die elektrische betriebene Quelle (17) in einem Bereich der Reduktionszone (11) des Schachtofens (10), in welchem ein bereits teilmetallisiertes Eisenerzträger vorliegt, um eine elektrische Leitfähigkeit innezuhaben, um so auf die von der elektrisch betriebenen Quelle (17), entweder induktiv oder konduktiv ausgehenden Erwärmungsleistung aufnehmen zu können. Diese kann beispielsweise in einem Bereich im mittleren und/oder im unteren Abschnitt der Reduktionszone (11), in ihrer Längserstreckung und vertikalen Verlaufs in Bewegungsrichtung des Eisenerzträgers (io) von oben nach unten betrachtet, angeordnet sein.
  • Dabei kann die elektrische betriebene Quelle (17) mindestens einen nicht dargestellten Induktor in Form einer Spule umfassen, welcher innerhalb des Schachtofens (10) an der nicht dargestellten Wandung am Umfang angeordnet sein kann, wobei der Induktor innerhalb einer nicht dargestellten feuerfesten Ausmauerung integriert sein kann und dabei im Wesentlichen keinen Kontakt zu dem durchlaufenden Eisenerzträger (io) aufweist.
  • Eine weitere Alternative wäre, als elektrisch betriebene Quelle (17) ein oder mehrere nicht dargestellte Strahlungsrohre zu verwenden, in welchen Heizelemente integriert sind. Ein oder bevorzugt mehrere nicht dargestellte Strahlungsrohre können beispielsweise zumindest bereichsweise am Umfang der Reduktionszone des Schachofens (10) in einem Abschnitt oder bei Bedarf in mehreren Abschnitten verteilt sein und ins Innere der Reduktionszone (11) ragen.
  • Alternativ und bevorzugt ist die elektrische Quelle (17) als Widerstandserwärmung ausgeführt und umfasst mindestens zwei Konduktoren (18), s. Skizze in Figur 2 , welche innerhalb des Schachtofens (10) an der nicht dargestellten Wandung am Umfang angeordnet sind. Besonders bevorzugt sind die Konduktoren (18) innerhalb oder an einer nicht dargestellten feuerfesten Ausmauerung integriert und weisen einen Kontakt zu dem durchlaufenden Eisenerzträger (io) auf, welcher notwendig ist, um einen elektrischen Stromfluss zwischen den beiden entsprechend gepolten Konduktoren (18), welche vorzugsweise gegenüberliegend an der Wandung des Schachtofens (10) angeordnet sind, und den dazwischen liegenden, in Kontakt stehenden bereits an der Oberfläche teilmetallisierten Eisenerzträgern durch Beaufschlagung einer Spannung, hier einer Gleichspannung, mit gleichzeitiger zusätzlicher Erwärmung des Eisenerzträgers zu bewirken.
  • Die Anordnung und der Abschnitt bzw. Bereich in der Reduktionszone (11), in welcher die elektrisch betriebene Quelle (17) vorgesehen werden soll, sowie auch die Art der elektrisch betriebenen Quelle (17), insbesondere zur Steigerung der Effektivität, können durch entsprechende Versuche ermittelt werden und/oder durch Simulationen bestimmt werden.
  • In die Kühlzone (14) kann ein Kühlgas (15) aus Kohlenstoffdioxid (CO2) und Wasserstoff (H2) eingeschleust werden und den Eisenschwamm (si) auf eine Temperatur unterhalb von 100 °C abgekühlt werden.

Claims (7)

  1. Verfahren zur Direktreduktion von Eisenerzträger (io) zu Eisenschwamm (si), wobei der Eisenerzträger (io) in einem Schachtofen (10) von oben chargiert wird, wobei der Eisenerzträger (io) eine im Schachtofen (10) befindliche Reduktionszone (11) zum Reduzieren des Eisenerzträgers (io) zu Eisenschwamm (si) in vertikaler Richtung nach unten durchläuft, wobei die Reduktionszone (11) mit einem auf mindestens 500 °C heißen Reduktionsgas (12) gespeist wird, welches die Reduktionszone (11) im Gegenstromprinzip nach oben durchströmt, wobei das heiße Reduktionsgas (12) den Eisenerzträger (io) erwärmt und reduziert, wobei das Reduktionsgas (12) ein Frischgas (FG) aus einer Wasserstoff-Quelle umfasst, dadurch gekennzeichnet, dass der die Reduktionszone (11) durchlaufende Eisenerzträger (io) zusätzlich durch eine elektrisch betriebene Quelle (17) erwärmt wird.
  2. Verfahren nach Anspruch 1, wobei das zusätzliche Erwärmen induktiv durchgeführt wird.
  3. Verfahren nach Anspruch 1, wobei das zusätzliche Erwärmen konduktiv durchgeführt wird.
  4. Verfahren nach Anspruch 1, wobei das zusätzliche Erwärmen durch Verwendung von Strahlungsrohren durchgeführt wird.
  5. Verfahren nach einem der vorgenannten Ansprüche, wobei eine schnellere Erwärmung im Vergleich zur reinen Gaserwärmung über eine Temperatur oberhalb von 570 °C in kürzerer Zeit erzielt wird.
  6. Verfahren nach einem der vorgenannten Ansprüche, wobei das Reduktionsgas auf eine Temperatur zwischen 500 und 1100 °C erwärmt wird.
  7. Verfahren nach einem der vorgenannten Ansprüche, wobei der Eisenschwamm (si) eine der Reduktionszone nachgelagerte Kühlzone durchläuft, welche mit einem Kühlgas gespeist wird.
EP24152848.8A 2023-02-02 2024-01-19 Verfahren zur direktreduktion von eisenerzträgern in einem schachtofen Pending EP4410999A1 (de)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
DE102023102571.6A DE102023102571A1 (de) 2023-02-02 2023-02-02 Verfahren zur Direktreduktion von Eisenerzträgern in einem Schachtofen und Schachtofen zur Direktreduktion

Publications (1)

Publication Number Publication Date
EP4410999A1 true EP4410999A1 (de) 2024-08-07

Family

ID=89662258

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EP24152848.8A Pending EP4410999A1 (de) 2023-02-02 2024-01-19 Verfahren zur direktreduktion von eisenerzträgern in einem schachtofen

Country Status (2)

Country Link
EP (1) EP4410999A1 (de)
DE (1) DE102023102571A1 (de)

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB776260A (en) * 1954-02-02 1957-06-05 Norsk Hydro Elektrisk Improved process for the reduction of iron ore
GB846284A (en) * 1956-01-07 1960-08-31 Norsk Hydro Elektrisk Improvements in and relating to the production of sponge iron
CH619736A5 (en) * 1976-01-27 1980-10-15 Max Geisseler Process and equipment for producing metal sponge in a shaft furnace by means of hydrogen-rich reducing gases
CN107227386A (zh) * 2017-07-25 2017-10-03 神雾科技集团股份有限公司 一种能够提氢的矿粉快速还原系统和方法

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE842386C (de) * 1950-12-14 1952-06-26 Felten & Guilleaume Carlswerk Drehrohrofen
US4082543A (en) * 1977-02-16 1978-04-04 Midrex Corporation Method for reducing particulate iron oxide to metallic iron with solid reductant
DE2844056C3 (de) * 1978-10-10 1981-08-13 Mannesmann AG, 4000 Düsseldorf Verfahren und Vorrichtung zur Herstellung von Stahl aus Eisenerzstaub durch direkte Reduktion
AT502577B1 (de) * 2005-01-27 2008-04-15 Tribovent Verfahrensentwicklg Verfahren zum reduzieren von metalloxiden und/oder entgasen von schmelzen sowie vorrichtung zur durchführung dieses verfahrens
DE102021122350A1 (de) * 2021-08-30 2023-03-02 Thyssenkrupp Steel Europe Ag Verfahren zur Herstellung einer Eisenschmelze

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB776260A (en) * 1954-02-02 1957-06-05 Norsk Hydro Elektrisk Improved process for the reduction of iron ore
GB846284A (en) * 1956-01-07 1960-08-31 Norsk Hydro Elektrisk Improvements in and relating to the production of sponge iron
CH619736A5 (en) * 1976-01-27 1980-10-15 Max Geisseler Process and equipment for producing metal sponge in a shaft furnace by means of hydrogen-rich reducing gases
CN107227386A (zh) * 2017-07-25 2017-10-03 神雾科技集团股份有限公司 一种能够提氢的矿粉快速还原系统和方法

Also Published As

Publication number Publication date
DE102023102571A1 (de) 2024-08-08

Similar Documents

Publication Publication Date Title
DE2401909C3 (de) Verfahren zur Herstellung von Stahl
DE69130568T2 (de) Verfahren zum vorheizen einer eisen enthaltenden reaktor einspeise vor der behandlung in einem wirbelbettreaktor
DE4437679C3 (de) Verfahren und Anlage zur Verarbeitung von eisenhaltigen Metalloxiden
DE69732151T2 (de) Verfahren und vorrichtung zur steuerung der direktaufkohlung
EP2751294B1 (de) Verfahren zur aufbereitung von abgasen aus anlagen zur roheisenherstellung
AT507113A1 (de) Verfahren und anlage zur energie- und co2-emissionsoptimierten eisenerzeugung
EP4396382A1 (de) Verfahren zur herstellung einer eisenschmelze
EP4237587B1 (de) Stahlherstellung aus eisenschmelze
EP1297190B1 (de) Verfahren und anlage zur gasreduktion von teilchenförmigen oxidhältigen erzen
DE2403780C3 (de) Verfahren zum Verhütten von Metalloxyd
DE2850053A1 (de) Verfahren zum reduzieren von teilchenfoermigem metallerz
EP4396383A1 (de) Verfahren zur herstellung einer eisenschmelze
DE2253228A1 (de) Verfahren zur gleichzeitigen gewinnung von elektrischer energie und roheisen
DE69906384T2 (de) Verfahren und vorrichtung zur direktreduktion von eisenerzen
EP4410999A1 (de) Verfahren zur direktreduktion von eisenerzträgern in einem schachtofen
DE2546416B2 (de) Verfahren für die chargenweise Gasreduktion von Metalloxiden und Verfahren zum Betrieb der Vorrichtung
DE2622349A1 (de) Verfahren und vorrichtung zur herstellung von metallisiertem produkt
DE3317701C2 (de) Verfahren zum Betreiben eines Bewegtbett-Reduktionsreaktors mit vertikalem Schacht zum Reduzieren von Eisenerz zu Schwammeisen
EP0871782A1 (de) Verfahren zum herstellen von eisenschwamm durch direktreduktion von eisenoxidhältigem material
EP4347901A1 (de) Verfahren zur direktreduktion von eisenerz
AT387403B (de) Verfahren und anlage zur herstellung von fluessigem roheisen oder stahlvorprodukten aus stueckigen, eisenerzhaeltigen einsatzstoffen
DE2710106A1 (de) Verfahren zur erzeugung von fluessigem roheisen
EP4685246A1 (de) Verfahren zum betreiben eines direktreduktionsreaktors in einem integrierten hüttenwerk
DE102023102815A1 (de) Verfahren zur Direktreduktion von Eisenerz
DE2351374A1 (de) Verfahren zum direkten reduzieren von eisenoxyd zu geschmolzenem eisen

Legal Events

Date Code Title Description
PUAI Public reference made under article 153(3) epc to a published international application that has entered the european phase

Free format text: ORIGINAL CODE: 0009012

STAA Information on the status of an ep patent application or granted ep patent

Free format text: STATUS: THE APPLICATION HAS BEEN PUBLISHED

AK Designated contracting states

Kind code of ref document: A1

Designated state(s): AL AT BE BG CH CY CZ DE DK EE ES FI FR GB GR HR HU IE IS IT LI LT LU LV MC ME MK MT NL NO PL PT RO RS SE SI SK SM TR

STAA Information on the status of an ep patent application or granted ep patent

Free format text: STATUS: REQUEST FOR EXAMINATION WAS MADE

17P Request for examination filed

Effective date: 20240821

RBV Designated contracting states (corrected)

Designated state(s): AL AT BE BG CH CY CZ DE DK EE ES FI FR GB GR HR HU IE IS IT LI LT LU LV MC ME MK MT NL NO PL PT RO RS SE SI SK SM TR