EP4649178A1 - Verfahren zum betreiben eines gleichstrom-elektroofens zur erzeugung einer eisenschmelze und flüssigschlacke - Google Patents
Verfahren zum betreiben eines gleichstrom-elektroofens zur erzeugung einer eisenschmelze und flüssigschlackeInfo
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- EP4649178A1 EP4649178A1 EP23828723.9A EP23828723A EP4649178A1 EP 4649178 A1 EP4649178 A1 EP 4649178A1 EP 23828723 A EP23828723 A EP 23828723A EP 4649178 A1 EP4649178 A1 EP 4649178A1
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- Y02P10/10—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
- Y02P10/134—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen
Definitions
- the invention relates to a method for operating a direct current electric furnace for producing molten iron and liquid slag.
- Liquid iron production via fossil-based blast furnace routes generates a lot of C0 2 .
- Natural gas-powered direct reduction plants emit significantly less CO 2 , but the result is solid sponge iron.
- the direct reduction route also offers the possibility of working with high hydrogen content in the process gas, which can potentially reduce overall CO 2 emissions. It does not matter which direct reduction process is used, be it vertical shafts or rotary kilns, as long as the product is solid sponge iron. High production outputs mean that such plants are more likely to be operated at an economic optimum, so that a complete reduction of the sponge iron does not necessarily have to occur.
- the solid sponge iron must be melted in melting units, whereby different approaches can be used, such as induction furnaces or electric arc furnaces or even melt reduction furnaces.
- the sponge iron is melted and the already reduced portion in the sponge iron separates into a metallic phase (molten iron) from the non-reduced portion.
- the non-reduced portion is then discharged into the liquid slag in the usual melting process, which results in a suboptimal yield and an increased amount of liquid slag with higher iron contents.
- the object of the present invention is to provide a method for operating an electric melter with which an optimal yield and a reduced amount of liquid slag with a lower iron content up to essentially complete removal of the iron content can be achieved compared to the prior art.
- the invention relates to a method for operating a direct current electric furnace with at least one upper electrode and at least one lower electrode for producing an iron melt and a liquid slag, comprising the steps of: - charging the melter with solids containing iron-containing material and slag formers; - melting the solids to produce an iron melt and a liquid slag arranged on the iron melt, wherein during the melting of the solids the upper electrode functions as a cathode and the lower electrode as an anode; - tapping the liquid slag and the iron melt; wherein before the liquid slag and the iron melt are tapping, the upper electrode is brought into contact with the liquid slag and a polarity reversal is carried out and thus the upper electrode functions as an anode and the lower electrode as a cathode.
- the direct current electric furnace has an upper electrode and a lower electrode.
- two or three upper electrodes and/or two or three lower electrodes can also be provided.
- the working principle/operation of direct current electric furnaces is familiar to the expert, so that after charging the melter with solids containing iron-containing material and slag formers, the step of melting the solids is initiated to produce an iron melt and a liquid slag arranged on the iron melt, whereby the upper electrode acts as the cathode and the lower electrode as the anode during the melting of the solids.
- the direct current electric furnace is preferably It is preferably operated as an arc furnace, with the upper electrode being positioned at a distance from the solids to be melted.
- the upper electrode can also be positioned in contact with the solids to be melted, with the solids then being heated by means of the Joule effect. Both operating principles are familiar to the expert.
- the upper electrode is brought into contact with the liquid slag and the molten iron before the tapping off of the liquid slag and the polarity is reversed so that the upper electrode acts as an anode and the lower electrode as a cathode.
- the oxygen still bound in the non-reduced portions of the iron-containing materials that were transferred into the liquid slag during melting can be separated, so that additional liquid iron can enter the iron melt through the reaction Fe 2 O 3 + e- -> 2 Fe + 3/2 0 2 and thus less liquid slag, in particular with little to essentially no iron content, can be provided and thus tapped.
- the iron oxide is electrochemically deoxidized by applying an electrical voltage according to the electrochemical voltage series known to those skilled in the art.
- the invention makes use of the fact that in this configuration, prior to tapping, molten salt electrolysis takes place due to the polarity reversal.
- the principle of molten salt electrolysis is described by way of example in EP 2 609 231 Bl, whereby the teaching in this publication is based on other parameters compared to the invention, namely a carbon dioxide-free production of liquid metal by using natural (non-reduced) ores.
- This temporary procedure has the advantage over conventional methods for producing molten iron and liquid slag that the yield of the iron melt is higher, especially with a comparable or even reduced energy requirement.
- the melting of pre-reduced iron does not have the disadvantage that the overall production output of iron is significantly higher than when it is produced exclusively using the example of fused salt electrolysis from EP 2 609 231 B1, since only the non-reduced portion of iron oxides in the liquid slag is reduced.
- This also has the advantage compared to the example of fused salt electrolysis that significantly shorter process times can be achieved.
- the iron-containing material contains or consists of sponge iron.
- the sponge iron originating from a direct reduction process does not necessarily have to be completely reduced, so that the degree of metallization of the sponge iron used can be between 20 and 95%.
- the degree of metallization can in particular be at most 90%, preferably at most 80%, preferably at most 70%.
- the determination of the degree of metallization is known to the person skilled in the art, and can be determined in particular by (Fe eie - mentar / Fe to tai) * 100 in the sponge iron.
- a carbon-containing additive can also be charged.
- the additional carbon-containing additive contributes to increasing the carbon content in the molten iron.
- an enrichment of the carbon content in the molten iron to at least 2.50 wt. %, in particular to at least 3.00 wt. %, preferably to at least 3.50 wt. %, more preferably to at least 4.00 wt. Setting a value of more than 5.5 wt. % carbon in the molten iron is not technically sensible.
- the additional carbon-containing additive can be charged in solid, gaseous and/or liquid form.
- a solid form such as biocoke, coke, coal
- a gaseous form as carbon-containing or hydrocarbon-containing gases, including metallurgical gases, in particular coke oven gas, converter gas, blast furnace gas from electric smelters
- a liquid form such as alcohol, hydrocarbon, biofuel.
- additional scrap can be charged. This can be done, for example, in such a way that > 0 kg, in particular at least 20 kg, preferably at least 50 kg, preferably at least 80 kg up to 200 kg of scrap can be charged per ton of molten iron produced.
- the charging of the slag formers can be such that a basicity B3 in the liquid slag of between 0.9 and 1.8 is established.
- B3 can in particular be at least 1.0, preferably at least 1.1 and in particular a maximum of 1.7, preferably a maximum of 1.6.
- the basicity B3 corresponds to the ratio (CaO+Mg 2 O) to (SiO 2 +Al 2 O 3 ), whereby the determination of the characteristic quantities in the slag in the solid state is familiar to the person skilled in the art.
- the slag former comprises at least one or more of the elements from the group (CaO, Mg 2 O, SiO 2 , Al 2 O 3 ).
- sponge iron which is obtained from iron ore consisting of oxidic iron (iron oxide) and gangue, whereby the proportions can differ depending on the mining site, by means of direct reduction to metallic iron and gangue. If the gangue is not sufficient, B3 slag formers are added to adjust the basicity to be achieved.
- the energy required for melting is provided from renewable energy (sun, wind, water, biomass). This allows the direct current electric furnace to be operated in a more climate-neutral manner.
- the direct current electric furnace can preferably be a furnace of the open slag bath furnace type.
- These include electric submerged arc furnaces, especially direct current submerged arc furnaces (submerged arc furnaces dc), which work with arc resistance heating by generating arcs between the electrode and the solids and/or the liquid slag or by heating the solids and/or the slag using the Joule effect.
- melting furnaces with direct arc action can also be used, especially direct current electric arc furnaces (dc) or direct current ladle furnaces (dc).
- the direct current electric furnace (10) comprises a vessel (15) and at least one lower electrode (11.1), which is preferably arranged as a bottom electrode in the bottom of the vessel (15).
- the direct current electric furnace (10) can comprise a lid (16) which can close the vessel (15) at the top and thus a defined or targeted, preferably reducing atmosphere can be set within the direct current electric furnace (10).
- the lid (16) can be arranged so as to be movable essentially vertically. see double arrow.
- charging points (12) are provided in the form of openings in the cover (16) with corresponding supply lines through which the direct current electric furnace (10) is charged.
- the direct current electric furnace (10) is charged with solids (17) containing iron-containing material and slag formers.
- the iron-containing material contains or consists of sponge iron, whereby the degree of metallization of the sponge iron can be between 50 and 95%.
- scrap can also be charged as another iron-containing material, for example with > 0 kg up to 200 kg of scrap per ton of molten iron produced (1).
- the slag former comprises at least one or more of the elements from the group (CaO, Mg 2 O, SiO 2 , Al 2 O 3 ) and can be dimensioned such that a basicity B3 in the liquid slag (2) of between 0.9 and 1.8 is established.
- a carbon-containing additive can also be charged such that the carbon content in the molten iron (1) is enriched to at least 2.50 wt.%.
- the operation of the direct current electric furnace (10) can begin and the at least one upper electrode (11) is positioned above the solids (17).
- An arc is ignited between the solids (17) and the upper electrode (11) so that the solids (17) are gradually melted to produce an iron melt (1) and a liquid slag (2) arranged on the iron melt (2), wherein the upper electrode (11) functions as a cathode (-) and the lower electrode (11.1) as an anode (+) while the solids are melting.
- the direct current electric furnace (10) can be successively charged further with solids (17) until the desired output of the iron melt (1) is achieved.
- the energy required for melting is preferably provided from renewable energy.
- the upper electrode (11) is brought into contact with the liquid slag (2) and the polarity is reversed so that the upper electrode (11) acts as an anode (+) and the lower electrode (11.1) as a cathode (-). If there are several upper electrodes, not shown here, it is also possible to polarize them alternately as anode and cathode. Then the polarity is reversed by preferably immersing, see double arrow, the upper electrode (11) in the liquid slag (2) without immersing it in the molten iron (1).
- the liquid Gel electrolysis can also contribute to slag conditioning, among other things until the desired basicity B3 is achieved. If the specifications for the iron melt (1) and liquid slag (2) are met, the iron melt (1) produced in the vessel (15) and the liquid slag (2) arranged on the iron melt (1) are ready for tapping.
- the liquid slag (2) is tapped off via, for example, a tapping point (13) and the molten iron (1) is tapped off via a tapping point (14) in the vessel (15).
- nozzles can be arranged in the vessel (15), in particular in the bottom of the vessel (15), to influence the movement of the molten iron (1).
- the direct current electric furnace (10) can also be pivotally mounted to allow tilting and thus tapping of liquid slag (2) in one direction and molten iron (1) in the other direction.
- the iron melt (1) is removed and fed to a further processing step.
- the iron melt (1) is preferably fed to a treatment in order to reduce the carbon in the iron melt (1) to a desired level. This is done, for example, using oxygen in a so-called oxygen blowing process, particularly preferably in a converter.
- the tapped liquid melt (2) is also preferably fed to a granulation process in order to produce slag, in particular for the construction industry.
- the gases produced in the lid are removed and treated.
- the gases and dust can be extracted separately from the melting phase and the electrolysis phase, respectively, since the resulting exhaust gas contains oxygen.
- the electrodes are made of suitable materials such as WC, Ti-Ir, Pt, C, graphite or mixtures thereof.
- the mixtures can also be used as an additive to Söderberg electrodes.
- Coated electrodes can also be used, such as ceramic rods that have been coated or doped with the aforementioned material.
- the electrical voltage is preferably 3V, in particular to generate an overpotential.
- a higher voltage increases the yield, but in return causes greater wear on the electrodes and a reduction in accompanying elements.
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Abstract
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zum Betreiben eines Gleichstrom-Elektroofens (10) mit mindestens einer Oberelektrode (11) und mindestens einer Unterelektrode (11.1) zur Erzeugung einer Eisenschmelze (1) und einer Flüssigschlacke (2).
Description
Verfahren zum Betreiben eines Gleichstrom-Elektroofens zur Erzeugung einer Eisenschmelze und Flüssigschlacke
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zum Betreiben eines Gleichstrom-Elektroofens zur Erzeugung einer Eisenschmelze und Flüssigschlacke.
Flüssige Eisenherstellung über fossil-basierte Hochofenrouten erzeugt viel C02.
Über erdgasbetriebene Direktreduktion(sanlagen) wird deutlich weniger C02 ausgestoßen, jedoch ist das Resultat fester erzeugter Eisenschwamm. Über die Direktreduktionsroute gibt es auch die Möglichkeit mit hohen Wasserstoffanteilen im Prozessgas zu arbeiten, was potenziell die gesamten CO2-Emissionen senken kann. Dabei spielt es keine wesentliche Rolle, welches Direktreduktionsverfahren, sei es über vertikale Schächte oder Drehrohröfen, zur Anwendung kommt, solange als Produkt fester Eisenschwamm entsteht. Hohe Produktionsleistungen führen dazu, dass derartige Anlagen eher in einem betriebswirtschaftlichen Optimum betrieben werden, so dass es nicht zwangsläufig zu einer vollständigen Reduktion des Eisenschwamms kommen muss.
Der feste Eisenschwamm muss in Schmelzaggregaten aufgeschmolzen werden, wobei unterschiedliche Ansätze, wie zum Beispiel Induktionsöfen oder Elektro-Lichtbogenöfen oder auch Schmelzreduktionsöfen, zur Anwendung kommen können. Im Schmelzprozess wird der Eisenschwamm aufgeschmolzen und es trennt sich im Eisenschwamm der bereits reduzierte Anteil in eine metallische Phase (Eisenschmelze) vom nicht-reduzierten Anteil. Der nicht-reduzierte Anteil wird dann in dem üblichen Schmelzprozess in die Flüssigschlacke abgeführt, was zu einer nicht optimalen Ausbringung und einer erhöhten Flüssigschlackenmenge mit höheren Eisengehalten zur Folge hat.
In Herstellungsprozessen mit kombiniertem Direktreduktionsprozess mit Schmelzreduktionsofen tritt dieser Nachteil nicht auf, jedoch ist dieser Schmelzprozess zwingend auf ein Reduktionsmittel in Form von Kohlenstoff im Schmelzofen angewiesen. Die somit erzeugte Eisenschmelze („Elektro-Roheisen“) muss dann zumindest in einem nachfolgenden Raffinationsschritt, z.B. zu einer Stahlschmelze, weiterverarbeitet werden. Um CO2-neutral oder reduziert zu sein, muss der zugeführte Kohlenstoff zumindest fossilfrei sein und im Idealfall verlässt das im Prozessverlauf entstehende C02 nie den Prozess (Carbon Looping).
Die Verwendung von Gleichstrom-Elektroofen zur Herstellung von Eisenschmelzen und Flüssigschlacken aus chargierten Feststoffen enthaltend Eisen und Schlackenbildner ist Stand der Technik, vgl. beispielhaft EP 0 657 549 Bl, EP 1 124 995 Bl, DE 197 44 151 C5.
Aufgabe der vorliegenden Erfindung ist es, ein zum Betreiben eines elektrischen Einschmelzers anzugeben, mit welchem eine optimale Ausbringung und ein im Vergleich zum Stand der Technik reduzierte Flüssigschlackenmenge mit niedrigerem Eisengehalt bis im Wesentlichen vollständigen Entfernen der Eisengehalte erzielt werden kann.
Diese Aufgabe wird gelöst durch ein Verfahren mit den Merkmalen des Anspruchs 1. Weiterführende Ausgestaltungen sind in den Unteransprüchen beschrieben.
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zum Betreiben eines Gleichstrom-Elektroofens mit mindestens einer Oberelektrode und mindestens einer Unterelektrode zur Erzeugung einer Eisenschmelze und einer Flüssigschlacke umfassend die Schritte: - Chargieren des Einschmelzers mit Feststoffen enthaltend eisenhaltiges Material und Schlackenbildner; - Erschmelzen der Feststoffe zur Erzeugung einer Eisenschmelze und einer auf der Eisenschmelze angeordneten Flüssigschlacke, wobei während des Erschmelzens der Feststoffe die Oberelektrode als Kathode und die Unterelektrode als Anode fungieren; - Abstechen der Flüssigschlacke und der Eisenschmelze; wobei vor dem Abstechen der Flüssigschlacke und der Eisenschmelze die Oberelektrode mit der Flüssigschlacke in Kontakt gebracht und eine Umpolung durchgeführt wird und somit die Oberelektrode als Anode und die Unterelektrode als Kathode fungieren.
In der einfachsten Ausführung weist der Gleichstrom-Elektroofen eine Oberelektrode und eine Bodenelektrode auf. Je nach Geometrie und Ausführung des Elektroofens können aber auch zwei oder drei Oberelektroden und/oder zwei oder drei Unterelektroden vorgesehen sein. Im Folgenden wird zwar von Oberelektrode und Unterelektrode gesprochen, wobei diese jedoch als Mehrzahl verstanden werden können. Das Wirkprinzip/Betreiben von Gleichstrom-Elektroofen sind dem Fachmann geläufig, so dass nach dem Chargieren des Einschmelzers mit Feststoffen enthaltend eisenhaltiges Material und Schlackenbildner, der Schritt des Erschmelzens der Feststoffe zur Erzeugung einer Eisenschmelze und einer auf der Eisenschmelze angeordneten Flüssigschlacke eingeleitet wird, wobei während des Erschmelzens der Feststoffe die Oberelektrode als Kathode und die Unterelektrode als Anode fungieren. Dadurch kann insbesondere ein stabiler und insbesondere gerader Plasmabogen von der Kathode auf die aufzuschmelzenden Feststoffe treffen. Mit anderen Worten wird der Gleichstrom-Elektroofen bevor-
zugt als Lichtbogenofen betrieben, wobei die Oberelektrode mit Abstand zu den aufzuschmelzenden Feststoffen positioniert wird. Alternativ kann die Oberelektrode auch in Kontakt mit den aufzuschmelzenden Feststoffen positioniert werden, wobei dann die Feststoffe mittel Joule-Ef- fekt erwärmt werden. Beide Funktionsprinzipien sind dem Fachmann geläufig.
Sind die Feststoffe weitestgehend geschmolzen, wird erfindungsgemäß vor dem Abstechen der Flüssigschlacke und der Eisenschmelze die Oberelektrode mit der Flüssigschlacke in Kontakt gebracht und eine Umpolung durchgeführt, so dass die Oberelektrode als Anode und die Unterelektrode als Kathode fungieren.
Durch das Kontaktieren der Oberelektrode mit der Flüssigschlacke und der Umpolung wird erreicht, dass der noch gebundene Sauerstoff in den nicht-reduzierten Anteilen der eisenhaltigen Materialien, welche in die Flüssigschlacke während des Erschmelzens überführt worden sind, getrennt werden kann, so dass dadurch zusätzlich flüssiges Eisen durch die Reaktion Fe2O3 + e- -> 2 Fe + 3/2 02 in die Eisenschmelze gelangen kann und somit weniger Flüssigschlacke, insbesondere mit geringem bis im Wesentlichen keinem Eisengehalt, bereitgestellt und damit abgestochen werden kann. Im Wesentlichen wird durch Aufbringen einer elektrischen Spannung, gemäß der elektrochemischen Spannungsreihe, die dem Fachmann bekannt ist, das Eisenoxid elektrochemisch desoxidiert.
Das Kontaktieren der Flüssigschlacke ist nicht nur oberflächlich durch ein Aufsetzen der Oberelektrode auf der Flüssigschlackenoberfläche zu verstehen, sondern kann auch als ein Eintauchen in die Flüssigschlacke verstanden werden. Dabei muss aber ein Kontakt mit der unterhalb der Flüssigschlacke angeordneten Eisenschmelze vermieden werden, um einen direkten Kurzschluss zwischen Anode und Kathode zu vermeiden. Ein Kurzschluss durch direkten Kontakt mit der Eisenschmelze würde zu einer erheblichen Verschlechterung des Wirkungsgrades führen, so dass die Eintauchtiefe auf weniger als die Dicke der Flüssigschlacke eingeschränkt ist.
Die Erfindung macht sich die Tatsache zunutze, dass bei dieser Konfiguration vor dem Abstechen durch die Umpolung eine Schmelzflusselektrolyse stattfindet. Das Prinzip der Schmelzflusselektrolyse ist beispielhaft in der EP 2 609 231 Bl beschrieben, wobei die Lehre in dieser Druckschrift im Vergleich zur Erfindung von anderen Parametern, nämlich eine kohlenstoffdi- oxidfreie Erzeugung von Flüssigmetall durch Einsatz von natürlichen (nicht-reduzierten) Erzen stattfindet. Diese temporäre Vorgehensweise hat gegenüber den konventionellen Verfahren zur Erzeugung einer Eisenschmelze und Flüssigschlacke den Vorteil, dass die Ausbeute der Eisen-
schmelze höher ist, insbesondere bei einem vergleichbaren oder sogar verringerten Energiebedarf. Darüber hinaus hat das Schmelzen von vorreduziertem Eisen nicht den Nachteil, dass in Summe die Produktionsleistung von Eisen wesentlich höher ist als bei der ausschließlichen Herstellung über die beispielhaft genannte Schmelzflusselektrolyse aus der EP 2 609 231 Bl, da nur noch der nicht-reduzierte Anteil von Eisenoxiden in der Flüssigschlacke reduziert wird. Dies hat zudem den Vorteil im Vergleich zur beispielhaft genannten Schmelzflusselektrolyse, dass wesentlich kürzere Prozesszeiten erreicht werden können.
Gemäß einer Ausführungsform enthält das eisenhaltige Material Eisenschwamm oder besteht daraus. Der aus einem Direktreduktionsverfahren stammende Eisenschwamm muss nicht zwangsläufig vollständig reduziert sein, so dass der Metallisierungsgrad des eingesetzten Eisenschwamms zwischen 20 und 95 % betragen kann. Der Metallisierungsgrad kann insbesondere höchstens 90 %, vorzugsweise höchstens 80 %, bevorzugt höchstens 70 % betragen. Die Ermittlung des Metallisierungsgrads ist für den Fachmann bekannt, insbesondere durch (Feeie- mentar / Fetotai) * 100 im Eisenschwamm bestimmbar.
Gemäß einer Ausführungsform kann zusätzlich ein kohlenstoffhaltiger Zuschlag chargiert werden. Der zusätzlich kohlenstoffhaltige Zuschlag trägt zur Erhöhung des Kohlenstoffgehalts in der Eisenschmelze bei. Mit dem Chargieren des kohlenstoffhaltigen Zuschlags kann eine Anreicherung des Kohlenstoffgehalts in der Eisenschmelze auf mindestens 2,50 Gew.-%, insbesondere auf mindestens 3,00 Gew.-%, vorzugsweise auf mindestens 3,50 Gew.-%, bevorzugt auf mindestens 4,00 Gew.-% erzielt werden. Einen Wert von über 5,5 Gew.-% Kohlenstoff in der Eisenschmelze einzustellen, ist technisch nicht sinnvoll. Der zusätzliche kohlenstoffhaltige Zuschlag kann in fester, gasförmiger und/oder flüssiger Form chargiert werden. Dies kann über eine feste Form wie zum Beispiel Biokoks, Koks, Kohle; über eine gasförmige Form als kohlenstoffhaltige bzw. kohlenwasserstoffhaltige Gase, u. a. Hüttengase, insbesondere Koksofengas, Konvertergas, Gichtgas aus elektrischem Einschmelzer; über eine flüssige Form wie zum Beispiel Alkohol, Kohlenwasserstoff, Biotreibstoff erfolgen.
Um die Recyclingrate zu verbessern bzw. erhöhen, kann gemäß einer Ausführungsform Schrott zusätzlich chargiert werden. Dies kann beispielsweise in der Art erfolgen, dass > 0 kg, insbesondere mindestens 20 kg, vorzugsweise mindestens 50 kg, bevorzugt mindestens 80 kg bis zu 200 kg Schrott pro erzeugter Tonne Eisenschmelze chargiert werden kann.
Gemäß einer Ausführungsform kann das Chargieren der Schlackenbildner derart bemessen werden, dass sich eine Basizität B3 in der Flüssigschlacke zwischen 0,9 und 1,8 einstellt. B3 kann insbesondere mindestens 1,0, vorzugsweise mindestens 1,1 und insbesondere maximal 1,7, vorzugsweise maximal 1,6 betragen. Die Basizität B3 entspricht dem Verhältnis (CaO+Mg2O) zu (S iO2+AI2O3) , wobei die Ermittlung der charakteristischen Größen in der Schlacke im festen Zustand dem Fachmann geläufig sind. Der Schlackenbildner umfasst mindestens eines oder mehrere der Elemente aus der Gruppe (CaO, Mg2O, SiO2, AI2O3). Bei einem bevorzugten Einsatz von Eisenschwamm, welcher aus Eisenerz, bestehend aus oxidischem Eisen (Eisenoxid) und Gangart, wobei die Anteile sich je nach Abbaustätte unterscheiden können, mittels Direktreduktion auf metallisches Eisen nebst Gangart erhalten wird. Reicht die Gangart nicht aus, werden zur Einstellung der zu erzielenden Basizität B3 Schlackenbildner chargiert.
Gemäß einer Ausführungsform wird die zum Erschmelzen benötigte Energie aus regenerativer Energie (Sonne, Wind, Wasser, Biomasse) bereitgestellt. Dadurch kann der Gleichstrom-Elektroofen klimaneutraler betrieben werden.
Der Gleichstrom-Elektroofen kann bevorzugt ein Ofen der Gattung Open Slag Bath Furnace sein. Hierzu u.a. zählen Elektroreduktionsöfen, vor allem Gleichstrom-Lichtbogen-Reduktionsöfen (Submerged Arc Furnace dc), welche mit Lichtbogen-Widerstandserwärmung arbeiten, indem Lichtbögen zwischen der Elektrode und die Feststoffe und/oder der Flüssigschlacke erzeugt oder die Feststoffe und/oder die Schlacke mittels Joule-Effekt erwärmt werden. Alternativ können auch Schmelzöfen mit direkter Lichtbogeneinwirkung, vor allem Gleichstrom-Lichtbogen- Schmelzofen (Electric Arc Furnace dc) oder Gleichstrom-Pfannenöfen (Ladle Furnace dc).
Näher erläutert wird die Erfindung anhand der folgenden Ausführungsbeispiele in Verbindung mit der Zeichnung.
In den Figuren 1 und 2 wird die Erfindung am Beispiel eines Gleichstrom-Elektroofens (10) mit mindestens einer Oberelektrode (11) und mindestens einer Unterelektrode (11.1) in einer schematischen Seitenaufsicht erläutert. Der Gleichstrom-Elektroofen (10) umfasst ein Gefäß (15) und mindestens eine Unterelektrode (11.1), welche bevorzugt als Bodenelektrode im Boden des Gefäßes (15) angeordnet ist. Der Gleichstrom-Elektroofen (10) kann einen Deckel (16) umfassen, welcher das Gefäß (15) nach oben verschließen kann und somit innerhalb des Gleichstrom-Elektroofens (10) eine definierte bzw. gezielte, vorzugsweise reduzierende Atmosphäre eingestellt werden kann. Der Deckel (16) kann im Wesentlichen vertikal verfahrbar angeordnet
sein, s. Doppelpfeil. Ist ein Deckel (16) vorhanden, so sind Chargierstellen (12) in Form von Öffnungen in dem Deckel (16) mit entsprechenden Zufuhrleitungen vorgesehen, durch welche der Gleichstrom-Elektroofen (10) chargiert wird. Chargiert wird der Gleichstrom-Elektroofen (10) mit Feststoffen (17) enthaltend eisenhaltiges Material und Schlackenbildner.
Das eisenhaltige Material enthält Eisenschwamm oder besteht daraus, wobei der Metallisierungsgrad des Eisenschwamms zwischen 50 und 95 % betragen kann. Zusätzlich kann auch Schrott als weiteres u.a. eisenhaltiges Material chargiert werden, beispielsweise mit > 0 kg bis zu 200 kg Schrott pro erzeugter Tonne Eisenschmelze (1). Der Schlackenbildner umfasst mindestens eines oder mehrere der Elemente aus der Gruppe (CaO, Mg2O, SiO2, AI2O3) und kann derart bemessen werden, dass sich eine Basizität B3 in der Flüssigschlacke (2) zwischen 0,9 und 1,8 einstellt. Bei Bedarf kann zusätzlich ein kohlenstoffhaltiger Zuschlag chargiert werden, derart, dass sich der Kohlenstoffgehalt in der Eisenschmelze (1) auf mindestens 2,50 Gew.-% anreichert.
Ist der Gleichstrom-Elektroofen (10) ausreichend mit Feststoffen (17) chargiert, kann der Betrieb des Gleichstrom-Elektroofens (10) beginnen und die mindestens eine Oberelektrode (11) wird oberhalb der Feststoffe (17) positioniert. Zwischen Feststoffen (17) und Oberelektrode (11) wird ein Lichtbogen gezündet, so dass die Feststoffe (17) nach und nach erschmolzen werden, um eine Eisenschmelze (1) und eine auf der Eisenschmelze (2) angeordnete Flüssigschlacke (2) zu erzeugen, wobei während des Erschmelzens der Feststoffe die Oberelektrode (11) als Kathode (-) und die Unterelektrode (11.1) als Anode (+) fungieren. Der Gleichstrom-Elektroofen (10) kann sukzessive weiter mit Feststoffen (17) chargiert werden, bis die gewünschte Ausbringung der Eisenschmelze (1) erreicht ist. Die zum Erschmelzen benötigte Energie wird bevorzugt aus regenerativer Energie bereitgestellt. Wenn alle Feststoffe (17) weitestgehend aufgeschmolzen sind, dann liegen in der Flüssigschlacke (2) noch nicht-reduzierte Anteile der eisenhaltigen Materialien vor.
Zeitgleich oder zeitlich voneinander versetzt, wird die Oberelektrode (11) mit der Flüssigschlacke (2) in Kontakt gebracht und eine Umpolung durchgeführt, so dass die Oberelektrode (11) als Anode (+) und die Unterelektrode (11.1) als Kathode (-) fungieren. Bei mehreren Oberelektroden, hier nicht dargestellt, ist es auch denkbar, diese abwechselnd als Anode und Kathode zu polarisieren. Dann Umpolung das Kontaktieren durch vorzugsweises Eintauchen, s. Doppelpfeil, der Oberelektrode (11) in die Flüssigschlacken (2) ohne dabei in die Eisenschmelze (1) einzutauchen. Zu der verbesserten Eisenausbeute aus der Flüssigschlacke (2) kann die Flüssi-
gelektrolyse auch zur Schlackenkonditionierung beitragen, u.a. bis die gewünschte Basizität B3 erzielt ist. Sind insbesondere die Vorgaben an die Eisenschmelze (1) und Flüssigschlacke (2) erfüllt, sind die in dem Gefäß (15) erzeugte Eisenschmelze (1) und die auf der Eisenschmelze (1) angeordnete Flüssigschlacke (2) bereit zum Abstechen.
Ein Abstechen der Flüssigschlacke (2) erfolgt über beispielsweise eine Abstichstelle (13) und ein Abstechen der Eisenschmelze (1) über eine Abstichstelle (14) im Gefäß (15).
Nicht dargestellt, können im Gefäß (15) Düsen, insbesondere im Boden des Gefäßes (15), zur Beeinflussung der Bewegung der Eisenschmelze (1) angeordnet sein. Der Gleichstrom-Elektroofen (10) kann auch schwenkbar gelagert sein, um ein Kippen und somit ein Abstechen von Flüssigschlacke (2) in die eine und Eisenschmelze (1) in die andere Richtung zu ermöglichen.
Ebenfalls nicht dargestellt ist, wie die Eisenschmelze (1) entnommen und einem Weiterverarbeitungsschritt zugeführt wird. Bevorzugt wird die Eisenschmelze (1) einem Behandeln zugeführt, um den Kohlenstoff in der Eisenschmelze (1) auf ein gewünschtes Maß zu reduzieren. Dies erfolgt beispielsweise mittels Sauerstoff in einem sogenannten Sauerstoffblasprozess, besonders bevorzugt in einem Konverter. Auch die abgestochene Flüssigschmelze (2) wird vorzugsweise einer Granulation zugeführt, um Schlacke insbesondere für die Bauindustrie zu erzeugen.
Ebenfalls nicht dargestellt ist, wie die entstehenden Gase im Deckel abgeführt und behandelt werden. Bevorzugt kann ein getrenntes Absaugen der Gase und Stäube jeweils aus der Schmelzphase bzw. der Elektrolysephase erfolgen, da das dann entstehende Abgas Sauerstoff enthält.
Die Elektroden (Ober- und Unterelektrode) bestehen insbesondere aus geeignetem Material, wie z. B. WC, Ti-Ir, Pt, C, Graphit oder Mischungen daraus. Die Mischungen können auch als Zusatzstoff von Söderberg-Elektroden ausgeführt werden. Es können auch beschichtete Elektroden verwendet werden wie z.B. Keramikstäbe, die mit dem vorgenannten Material überzogen oder dotiert wurden.
Die elektrische Spannung liegt vorzugsweise bei 3V, um insbesondere ein Überpotential zu erzeugen. Eine höhere Spannung steigert die Ausbeute, sorgt jedoch im Gegenzug für einen höheren Verschleiß der Elektroden sowie dem Reduzieren von Begleitelementen.
Claims
1. Verfahren zum Betreiben eines Gleichstrom-Elektroofens (10) mit mindestens einer Oberelektrode (11) und mindestens einer Unterelektrode (11.1) zur Erzeugung einer Eisenschmelze (1) und einer Flüssigschlacke (2) umfassend die Schritte:
- Chargieren des Elektroofens (10) mit Feststoffen enthaltend eisenhaltiges Material und Schlackenbildner;
- Erschmelzen der Feststoffe zur Erzeugung einer Eisenschmelze (1) und einer auf der Eisenschmelze (1) angeordneten Flüssigschlacke (2), wobei während des Erschmelzens der Feststoffe die Oberelektrode (11) als Kathode und die Unterelektrode (11.1) als Anode fungieren;
- Abstechen der Flüssigschlacke (2) und der Eisenschmelze (1); dadurch gekennzeichnet, dass vor dem Abstechen der Flüssigschlacke (2) und der Eisenschmelze (1) die Oberelektrode (11) mit der Flüssigschlacke (2) in Kontakt gebracht und eine Umpolung durchgeführt werden und somit die Oberelektrode (11) als Anode und die Unterelektrode (11.1) als Kathode fungieren.
2. Verfahren nach Anspruch 1, wobei das eisenhaltige Material Eisenschwamm enthält oder daraus besteht, wobei der Metallisierungsgrad des Eisenschwamms zwischen 20 und 95 % betragen kann.
3. Verfahren nach einem der vorgenannten Ansprüche, wobei zusätzlich ein kohlenstoffhaltiger Zuschlag chargiert wird.
4. Verfahren nach einem der vorgenannten Ansprüche, wobei zusätzlich Schrott chargiert wird.
5. Verfahren nach einem der vorgenannten Ansprüche, wobei das Chargieren der Schlackenbildner derart bemessen wird, dass sich eine Basizität B3 in der Flüssigschlacke zwischen 0,9 und 1,8 einstellt.
6. Verfahren nach einem der vorgenannten Ansprüche, wobei die zum Erschmelzen benötigte Energie aus regenerativer Energie bereitgestellt wird.
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