WO1981001715A1 - Process and device for continuous reduction and melting of metal oxides and/or prereduced metal materials - Google Patents

Process and device for continuous reduction and melting of metal oxides and/or prereduced metal materials Download PDF

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WO1981001715A1
WO1981001715A1 PCT/AT1980/000036 AT8000036W WO8101715A1 WO 1981001715 A1 WO1981001715 A1 WO 1981001715A1 AT 8000036 W AT8000036 W AT 8000036W WO 8101715 A1 WO8101715 A1 WO 8101715A1
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PCT/AT1980/000036
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H Sulzbacher
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Voest Alpine Ag
H Sulzbacher
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    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/14—Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/10—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
    • Y02P10/122—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by capturing or storing CO2
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
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    • Y02P10/10—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
    • Y02P10/134—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen

Definitions

  • the invention relates to a process for the continuous reduction and melting of a feed material made of metal oxides, in particular ores, or largely pre-reduced metallic materials, in particular sponge sponge, optionally with additives such as slag formers, fluxes and carbon carriers, and a device for carrying out this process.
  • direct reduction processes In addition to steel production by means of a fresh process connected to a blast furnace process, direct reduction processes have already become very important. In such direct reduction processes, sponge iron is generally obtained in a shaft or rotary tube furnace, which can subsequently be processed into steel by melting and alloying. A major advantage of the direct reduction process over the blast furnace process is that these processes are not tied to high-quality fuels as energy sources, such as coke. A disadvantage of the processing of ores by direct reduction processes, however, is the still comparatively greater total energy requirement compared to the blast furnace process with a subsequent fresh process.
  • the known smelting reduction process is inherent in the disadvantage that, because of the relatively low partial combustion energy which arises during the combustion with excess carbon, either only coals with high contents of carbon and low proportions of water and volatile constituents can be used or that the lack of melting and reduction heat must be compensated for by adding electrical energy.
  • the procedure can be such that coal dust and oxygen are partially burned and provide the energy required for melting and reducing.
  • Ungassed Coal particles serve as a reducing agent or carbonizing agent.
  • the gas generated during the partial combustion or during the direct reduction of the remaining iron oxides can be used after the previous cleaning and cooling in a separate reduction shaft to produce directly reduced iron (sponge iron).
  • the metallized product from this gas reduction unit should have a very low residual oxygen content and should be charged into the melting vessel at a temperature between 750 ° and 850 ° C.
  • Pre-reduced fine ore can also be placed together with coal dust in a melting vessel in which the iron carrier is melted and the residual oxides are reduced directly.
  • the resulting CO- and H 2 -containing gas is either burned with oxygen to form C0 2 and H 2 0 when it leaves the melting vessel or, after cooling and cleaning, it serves to pre-reduce the fine ore in a separate fluidized bed system. Since there is either no or only a small amount of melting and reduction heat from combustion in these processes, it is necessary to provide a large part of the necessary energy via electrical current. It is only through this additional energy input that it is possible to achieve the high energy concentration which is necessary in these processes.
  • the invention now aims to provide a method of the type mentioned in the introduction, in which low-quality fuels can also be used, and in which the energy used can be used to a high degree. Equal- The exhaust gas problems that increase when using inferior fuels are to be mastered at an early stage.
  • the method should also be suitable for melting high-melting metals or alloys, such as FeMn, FeCr or FeSi, as well as pre-reduced manganese ore or the like.
  • the invention essentially consists in heating the feed material in a melting vessel through the complete combustion of fuels, in particular solid fuels such as hard coal or lignite dust, via their melting temperature, so that carbon, in particular coal dust, is fed to the hot combustion gases.
  • the hot combustion gases consisting essentially of C0 2 and H 2 O are partially converted to CO and H 2 and cooled, so that this reaction product is passed at temperatures above 800 ° C. in countercurrent through the feedstock to be fed to the melting vessel and then at temperatures of is drawn off, dried and cleaned above 100 ° C, preferably about 150 ° C, and preferably the dried and cleaned gas is at least partially fed to the burners in the melting vessel and / or together with the carbon to the hot exhaust gases.
  • the energy contained in the hot combustion exhaust gases must be used sensibly.
  • the combustion gases usually exit the melting vessel at temperatures of 1300oC to 2000oC and the direct use of the sensible heat of these combustion emissions to preheat pre-reduced metallic materials would lead to a surface melting and thus to the formation of a dense gas-impermeable layer.
  • sponge iron for example, generally has an insufficient carbon content in order to be able to achieve a C content of about 3-4% after melting in pig iron. In this output ⁇ ltuat ion it is proposed according to the invention to add carbon to the hot combustion gases, wherein following the equations
  • the minimum temperature of 800 ° C ensures sufficient preheating of the materials to be melted and the desired degree of carburization can be easily achieved by blowing excess carbon.
  • the carbon is fed to the hot combustion exhaust gases in the form of largely anhydrous lignite dust or charcoal dust.
  • the hot combustion gases which have been converted and cooled in accordance with equations I and II above are now passed through the feed material to be fed to the melting vessel, releasing their sensible heat to the feed material or the batch.
  • a higher degree of metallization is achieved, for example, when using sponge iron with low degrees of metallization or when using mixtures of sponge iron and ore.
  • the batch to be abandoned has a filtering effect and high-carbon coal can be burned in the shrink vessel and the vast majority of the pollutants can already be filtered out by the batch.
  • the exhaust gases cooled by the batch are according to the invention Temperatures above 100 ° C, preferably about 150 ° C, are subtracted after flowing through the batch to avoid water condensation in the batch.
  • the combustion exhaust gas drawn off at temperatures of about 150 ° C. can, after further cooling and subsequent separation of the water in the gas cleaners, be used in a simple manner according to the invention as a carrier gas for blowing carbon into the hot combustion exhaust gases. In this way, blowing in air and thus an oxidizing atmosphere is avoided.
  • the combustion exhaust gases are cooled down by the endothermic reaction according to equations I and II for the melting of largely pre-reduced feed at temperatures between 1100 ° and 1600 ° C, in particular 1300 to 1500 ° C, by the injection of carbon to temperatures of 800 ° to 1000 ° C, or for the reduction and melting a feed containing metal oxide from temperatures between 1700 ° and 2000 ° C by injecting carbon cooled to temperatures from 1000 ° to 1400 ° C.
  • the combustion gases that have cooled down in accordance with the respective intended use are now passed through the feed materials.
  • carbon is supplied to the hot combustion exhaust gases in an excess which is suitable for the carburizing of the bath, it being possible for the gas drawn off and cleaned after flowing through the feed material to be fed to the melting vessel to be used as a carrier gas for blowing carbon into the hot combustion exhaust gases.
  • the procedure is preferably that oxygen and fuel are injected into the melting vessel under superatmospheric pressure and / or that a subatmospheric pressure is applied to the feed end of the feed space for the feed material.
  • the device according to the invention for performing this The method has a melting vessel and at least one burner opening into this melting vessel and is essentially characterized in that the melting vessel passes sealingly on its upper side into at least one essentially horizontally extending feed space, to which a feed device for the feed materials adjoins that in the area the connection of the feed space to the melting vessel, a nozzle for blowing carbon is arranged, and that at the other end of the feed space a gas outlet opening is provided, to which a gas cleaning and drying device and preferably a suction fan is connected, which with lines to the nozzle for the Coal dust and / or the burners of the melting chamber is connected.
  • the feed chamber which extends essentially horizontally, is designed as a tubular shaft, the axis of which is perpendicular to the axis of the melting vessel.
  • This tube-like chute can be fed in a simple manner according to the principle of the pusher furnace, i.e. a hydraulically operated piston advances the batch, for example the sponge iron or the metal oxides, at a low speed, which continuously results in a small amount of material at the end of the melting vessel Tube falls into the melt. After a certain period of time, the piston is withdrawn and the opening that is released is filled with material again.
  • Hiebei can be applied as a kind of rust covering first limestone and then the batch, for example sponge iron, which improves the gas flow.
  • the exhaust gas consisting of CO 2 and H 2 O, burned completely above the surface of the melting bath in the melting vessel, radiates part of its heat to the slag and pig iron bath underneath and pulls upwards. Before it leaves the melting chamber, which is closed at the top, via one or more essentially horizontal feed chambers filled with feed material, it becomes lower with the coal dust blown into the melting chamber via a nozzle. Held at H 2 O and volatile Components vcrwirbclt. The exhaust gas is converted endothermally according to the equations T and II mentioned at the outset, as a result of which the exhaust gas temperature can be reduced in the desired manner.
  • the gas mixed with ash particles and non-gasified carbon hits the feed material in the horizontal feed chamber, whereby the solid or pasty particles are filtered out of the gas and further endothermic reaction reactions take place, since in addition to gasification, the direct reduction (FeO + C -> Fe + CO) takes place. It can be assumed that the gas temperature in the material drops very rapidly to 8 ° C through these highly heat-consuming reactions. If the feed material is bent over from furniture material or metal oxides, in addition to the preheating of the insert, which can consist of lumpy ore and aggregates, there is also an indirect reduction in the loading device.
  • the length of the horizontal shaft must be calculated in such a way that the resulting gas gives off most of its sensible heat to the material conveyed in counterflow and can be extracted from the shaft at a temperature of approx. 150oC.
  • This temperature is relatively easy to achieve, since it can be regulated according to equations I and II both via the thrust speed of the piston, the amount of fuel and the additional amount of carbon for the conversion of the hot combustion exhaust gases.
  • the exhaust gas consisting of H 2 , CO, H 2 0 and CO 2 can be cleaned after extraction, whereby the mostly relatively high H 2 0 content can be washed out and, if this makes sense, the CO 2 content can also be removed can.
  • the extracted and cleaned gas can be returned to the melting vessel for preheating for combustion, or it can be used as a high-quality gas for other gas consumers.
  • the preheated Möller which falls into the melting vessel, consists of lime to form slag, non-gasified coal particles that are used for carburizing, filtered-out fly ash particles and the largely pre-recirculated batch, for example sponge iron.
  • the degree of pre-reconstruction of the Material falling in the melting vessel depends on the duration of the ore in the feeder and the gas composition after gasification. The lower the oxygen content of the metallized product, the lower the specific energy consumption and the higher the melting capacity in the melting vessel.
  • the carbon and reduction carbon for direct reduction is primarily metered in via the coal dust nozzle, but can also be introduced with the insert, so that the carbon content in the pig iron can be adjusted relatively easily.
  • coal dust nozzles can also be required at the transition of the melting vessel into the charging device.
  • An alternating arrangement of coal dust burners and plasma burners must then be provided for a corresponding furnace vessel.
  • the charging tube can be loaded in a simple manner in that a closable opening of a Möller bunker opens into the working space of the coal pusher.
  • a clean gas which, e.g. can be added as high-quality fuel gas to the solid fuels for combustion in the burners of the melting vessel.
  • Möller bunker 1 shows a Möller bunker, which can be closed by sliders 2 and 3 on its top and bottom.
  • the lower end of the Möller bunker 1 opens into the working space 4 of a piston slide 5, by means of its movement in the direction of arrow 6 the fine material entering from the Möller bunker, for example ice sponge or iron oxides and limestone, can be introduced into the feed space 7 of the melting vessel 8.
  • the feed space 7 has a grate covering 9 made of limestone and the charge 10 is located above this covering.
  • the melting vessel 8 is fed by a burner 12 with hard coal or lignite dust and oxygen, the flame being designated 13.
  • the exhaust gases which essentially contain C0 2 and H 2 0 and, due to the high combustion temperatures of approximately 1900 ° C., also contain CO and H 2 resulting from dissociation, rise in the direction of arrow 14 together with fly ash.
  • the transition point to the feed chamber 7 is blown in with coal dust nozzle 15, whereby the combustion exhaust gases are cooled to temperatures between 800 and 1400 ° C., and are partially converted to CO and H 2 .
  • a portion of the coal dust also reaches the surface 16 of the batch and, with this batch, reaches the melt 17.
  • a slag layer 18 floats above this melt 17.
  • the cooled and converted combustion gases are then passed through the batch 10 and drawn off at the fume hood 11 at temperatures of about 150 ° C. and fed to a gas cleaning and drying stage 19, and the cleaned and dried exhaust gases are conveyed via lines via a suction fan 20
  • the gas can also be supplied to other gas consumers via a line 23. While in the burner 12 also water-rich lignite can be worked, it is advisable to supply the carbon dust nozzles 15 with higher-quality carbon carriers, in particular pulverized largely dry lignite or charcoal dust, in order to achieve the desired rapid conversion of the exhaust gases.
  • Example 1 Melting of pre-reduced material.
  • Lignite analysis 34% C, 15% volatiles (4% H 2 ), 3% ash, 48% moisture.
  • Amount of exhaust gas generated during combustion 680 NM 3 (252 Nm 3 C0 2 , 428 NM 5 H 2 0).
  • Example 2 Melting of pig iron from iron ore below
  • the net energy consumption of a modern blast furnace is 13.2 GJoule / t pig iron without the energy required for coke production and agglomeration.
  • the method according to the invention is characterized by good clarity and regulation of the metallurgical process. Pollutant emissions can be significantly reduced by the filter effect of iron sponges, and at the same time an inferior fuel, such as lignite, is converted into a high-quality energy source (gas). Lignite with a high water content can be used, and there is a simple possibility of combining the process according to the invention with a direct chemical reduction process.
  • the processing of high-ash coals is also possible without any problems, since the ilschetei Iclicn are filtered out of the exhaust gas by sponge iron and melt in the slag. There are also no problems with gas cleaning using tar or other liquid hydrocarbons.
  • the process according to the invention can be carried out continuously and the process principle can also be used in a simple manner even when melting ferroalloys and non-ferrous metals.

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Description

Verfahren und Vorrichtung zum kontinuierlichen Reduzieren und
Schmelzen von Metalloxyden und/oder vorreduzierten metallischen Materialien.
Die Erfindung bezieht sich auf ein Verfahren zum kontinuierlichen Reduzieren und Schmelzen eines Einsatzmaterials aus Metalloxyden, insbesondere Erzen, bzw. weitgehend vorreduzierten metallischen Materialien, insbesondere Fisenschwamm, gegebenenfalls mit Zuschlagstoffen wie Schlackenbildnern, Flußmitteln und Kohlenstoffträgem, sowie eine Vorrichtung zur Durchführung dieses Verfahrens.
Neben der Stahlerzeugung durch an einen Hochofenprozeß angeschlossene Frischverfahren haben Direktreduktionsverfahren bereits große Bedeutung erlangt. Bei derartigen Direktreduktionsverfahren wird in der Regel in einem Schacht- oder Drehrohrofen Eisenschwamm gewonnen, welcher in der Folge durch Schmelzen und Legieren zu Stahl verarbeitet werden kann. Ein wesentlicher Vorteil der Direktreduktionsverfahren gegenüber dem Hochofenprozeß besteht darin, daß diese Verfahren nicht an hochwertige Brennstoffe als Energieträger, wie bei-spielsweise Koks, gebunden sind. Nachteilig bei der Aufarbeitung von Erzen durch Direktreduktionsverfahren ist jedoch der immer noch vergleichsweise größere Gesamtenergiebedarf gegenüber dem Hochofenprozeß mit nachgeschaltetem Frischverfahren. Den bekannten Schmelzreduktionsverfahren ist der Nachteil eigen, daß wegen der relativ niedrigen Teilverbrennungsenergie, welche bei der Verbrennung unter Kohlenstoffüberschuß entsteht, entweder nur Kohlen mit hohen Gehalten an Kohlenstoff und geringen Anteilen an Wasser und flüchtigen Bestandteilen eingesetzt werden können oder daß die fehlende Schmelz- und Reduktionswärme durch Zusatz von elektrischer Energie kompensiert werden muß.
Eine weitere nachteilige Eigenheit dieser Prozesse liegt darin, daß die Abgase aus den Schmelzgefäßen mit Temperaturen zwischen 1000 und 1800°C austreten und bei der anschließenden Reinigung bzw. Verwertung einen großen apparativen Aufwand erfordern.
Für die Erschmelzung und Endreduktion von stückigem Eisenschwamm in einem Schmelzgefäß kann so vorgegangen werden, daß Kohlenstaub und Sauerstoff teilverbrannt werden und die nötige Energie zum Schmelzen und Reduzieren liefern. Unvergaste Kohlepartikel dienen als Reduzent bzw. Kohlungsmittel. Das bei der Teilverbrennung bzw. bei der direkten Reduktion der restlichen Eisenoxyde entstehende Gas kann nach vorhergehender Reinigung und Kühlung in einem gesonderten Reduktionsschacht zur Erzeugung von direkt reduziertem Eisen (Eisenschwamm) verwendet werden. Das metallisierte Produkt aus diesem Gasreduktionsaggregat soll einen sehr niedrigen Restsauerstoffgehalt haben und in das Schmelzgefäß mit einer Temperatur zwischen 750° und 850°C chargiert werden. Vorreduziertes Feinerz kann aber auch zusammen mit Kohlenstaub in ein Schmelzgefäß eingebracht werden, in welchem der Eisenträger aufgeschmolzen und die Restoxyde direkt reduziert werden. Das dabei entstehende CO- und H2-haltige Gas wird entweder beim Austritt aus dem Schmelzgefäß mit Sauerstoff zu C02 und H20 verbrannt oder es dient nach der Kühlung und Reinigung zur Vorreduktion des Fein- erzes in einer gesonderten Wirbelschichtanlage. Da bei diesen Prozessen entweder gar keine oder nur in geringfügigem Maß Schmelz- und Reduktionswärme aus der Verbrennung anfällt, ist es erforderlich, einen Großteil der notwendigen Energie über elektrischen Strom beizubringen. Erst durch dieses zusätzliche Energieeinbringen ist es möglich, die hohe Energiekonzentration welche bei diesen Verfahren notwendig ist, zu erzielen.
Sämtliche Schmelzreduktionsprozesse haben einen wesentlich höheren Gesamtenergieverbrauch als das Hochofenverfahren, aber auch der Nettoenergiebedarf (nach Abzug der Gasgutschrift) lieg im Vergleich deutlich darüber, weil entweder der Anteil an direkter Reduktion höher oder weil die Ausnutzung der chemische und fühlbaren Wärme des Gases nicht so ideal wie bei der konser vativen Roheisentechnologie ist. Dazu kommt noch, daß fast in allen Fällen bei der Kohleverbrennung Probleme mit der Äsche gegeben sind, weil diese in relativ großen Mengen im Abgas vorkommt und bei den hohen Temperaturen zu erweichen beginnt.
Die Erfindung zielt nun darauf ab, ein Verfahren der eingangs genannten Art zu schaffen, bei welchem auch minderwertige Brennstoffe eingesetzt werden können, und bei welchen die eingesetzte Energie in hohem Maße genützt werden kann. Gleich- zeitig sollen die bei der Verwendung von minderwertigen Brennstoffen größer werdende Abgasprobleme sicher beherrscht werden. Das Verfahren soll darüberhinaus auch für das Erschmelzen von hochschmelzenden Metallen bzw. Legierungen, wie beispielsweise FeMn, FeCr oder FeSi, sowie vorreduziertes Manganerz od.dgl., geeignet sein. Zur Lösung dieser Aufgabe besteht' die Erfindung im wesentlichen darin, daß das Einsatzmaterial in einem Schmelzgefäß durch vollständige Verbrennung von Brennstoffen, insbesondere festen Brennstoffen wie Steinkohlen- oder Braunkohlenstaub über ihre Schmelztemeperatur erhitzt werden, daß den heißen Verbrennungsabgasen Kohlenstoff, insbesondere Kohlenstaub, zugeführt wird, wobei die im wesentlichen aus C02 und H2O bestehenden heißen Verbrennungsabgase teilweise zu CO und H2 umgesetzt und abgekühlt werden, daß dieses Umsetzungsprodukt mit Temperaturen von über 800ºC im Gegenstrom durch das dem Schmelzgefäß zuzuführende Einsatz- material hindurchgeleitet wird und hierauf bei Temperaturen von über 100º C, vorzugsweise etwa 150ºC, abgezogen, getrocknet und gereinigt wird und daß vorzugsweise das getrocknete und gereinigte Gas zumindest teilweise den Brennern im Schmelzgefäß und/oder ganeinsam mit dem Kohlenstoff den heißen Abgasen zugeführt wird. Um den Einsatz von minderwertigen festen Brennstoffen für die Schmelzreduktion bzw. das Aufschmelzen der vorreduzierten metallischen Materialien in wirtschaftlicher Weise zu ermöglichen, muß die in den heißen Verbrennungsabgasen enthaltene Energie sinnvoll verwendet werden. Die Verbrennungsabgase treten je nach dem gewählten Brennstoff meistens mit Temperaturen von 1300ºC bis 2000ºC aus dem Schmelzgefäß aus und die unmittelbare Verwendung der fühlbaren Wärme dieser Verbrennungsabgaεe zum Vorwärmen von vorreduzierten metallischen Materialien würde zu einem oberflächlichen Anschmelzen und damit zum Ausbilden einer dichten gasundurchlässigen Schicht führen. Darüberhinaus weist beispielsweise Eisenschwamm in der Regel einen nicht hinreichenden Kohlenstoffgehalt auf, um nach dem Einschmelzen im Roheisen einen C-Gehalt von etwa 3 - 4 % erzielen zu können. Bei dieser Ausgang-πltuat ion wird erfindungsgemäß vorgeschlagen, den heißen Verbrennungsabgasen Kohlenstoff zuzusetzen, wobei sich nach den Gleichungen
I C + H O > H2 + CO und
II C + C02 . 2 CO, stark endotherme Reaktionen ergeben, mit welchen zum einen eine Abkühlung der Verbrennungsabgase, beispielsweise auf etwa 800 bis 1000ºC bei Einsatz von weitgehend vorreduziertem Material, bzw. auf etwa 1000° bis 1400ºC bei Einsatz von Metalloxyden, insbesondere Erzen, bzw. eines Möllers mit Zuschlagstoffen, erzielt wird und zum andereneine reduzierende Atmosphäre geschaffen wird, deren nunmehr chemische Energie beispielsweise in einer nachfolgenden Verwendung des Gases als Reduktionsmittel oder als Energieträger genutzt werden kann. Es wird somit die fühlbare Wärme für den Aufbau von chemischer Energie ausgenutzt und dadurch, daß die Gase abgekühlt werden, wird die Ausbildung einer qasundurchlässioen Schicht bei der Aufqabe des vorreduzierten metallischen Materials vermieden. Die Mindesttemperatur von 800ºC stellt hiebe eine hinreichende Vorwärmung der zu schmelzenden Materialien sicher und durch das Aufblasen von überschüssigem Kohlenstoff kann in einfacher Weise der gewünschte Aufkohlungsgrad erreicht werden. Zu diesem Zweck wird erfindungsgemäß der Kohlenstoff den heißen Verbrennungsabgasen in Form von weitgehend wasserfreiem Braunkohlenstaub oder Holzkohlenstaub zugeführt. Die heißen Verbrennungsabgase, welche nach den obigen Gleichungen I und II umgesetzt und abgekühlt wurden, werden nun durch das dem Schmelzgefäß zuzuführende Einsatzmaterial durchgeleitet, wobei sie ihre fühlbare Wärme an das Einsatzmaterial bzw. die Charge abgeben. Gleichzeitig wird auf Grund der reduzierenden Eigenschaften dieses Gases beispielsweise bei Einsatz von Eisenschwamm mit niedrigen Metallisationsgraden oder bei Einsatz von Gemischen aus Eisenschwamm und Erz ein höherer Metallisationsgrad erzielt. Die aufzugebende Charge übt hiebei eine Filterwirkung aus und es können flugaschereiche Kohlen im Schr.elz- gefäß verbrannt werden und der weitaus größte Teil der Schadstoffe bereits durch die Charge abgefiltert werden. Die durch die Charge abgekühlten Abgase werden erfindur.σsgemäß bei Temperaturen von über 100ºC, vorzugsweise etwa 150ºC, nach dem Durchströmen der Charge abgezogen, um ein Kondensieren von Wasser in der Charge zu vermeiden.
Das bei Temperaturen von etwa 150°C abgezogene Verbrennungsabgas kann nach weiterer Abkühlung und anschließender Abscheidung des Wassers in den Gasreinigern erfindunσsgemäß in einfacher Weise als Trägergas für das Einblaseh von Kohlenstoff in die heißen Verbrennungsabgase eingesetzt werden. Auf diese Weise wird ein Einblasen von Luft und damit eine oxidierende Atmosphäre vermieden.
Erfindungsgemäß werden die Verbrennungsabgase durch die endotherme Reaktion nach den Gleichungen I und II für das Erschmelzen von weitgehend vorreduziertem Einsatzmaterial bei Temperaturen zwischen 1100º und 1600ºC, insbesondere 1300 bis 1500ºC, durch das Eindüsen von Kohlenstoff auf Temperaturen von 800º bis 1000ºC heruntergekühlt, oder für das Reduzieren und Schmelzen eines Metalloxyd enthaltenden Einsatzmaterials ausgehend von Temperaturen zwischen 1700º und 2000ºC durch Eindüsen von Kohlenstoff auf Temperaturen von 1000º bis 1400ºC abgekühlt. Die entsprechend dem jeweiligen Verwendungszweck abgekühlten Verbrennungsgase werden nun durch die Einsatzmaterialien hindurchgeleitet.
In vorteilhafter Weise wird den heißen Verbrennungsabgasen Kohlenstoff in einem für die Aufkohlung des Bades geeigneten Überschuß zugeführt, wobei das nach dem Durchströmen des dem Schmelzgefäß zuzuführenden Einsatzmaterials abgezogene und gereinigte Gas als Trägergas für das Einblasen von Kohlenstoff zu den heißen Verbrennungsabgasen eingesetzt werden kann. Zur Überwindung des relativ hohen Druckverlustes in der Beschickungseinrichtung wird vorzugsweise εo vorgegangen, daß Sauerstoff und Brennstoff in das Schmelzgefäß unter überatmosphärischen Druck eingedüst und/oder daß am aufgabeseitigen Ende des Zuführungsraumes für das Einsatzmaterial ein unteratmosphärischer Druck angewendet wird.
Die erfindungsgemäße Vorrichtung zur Durchführung dieses Verfahrens weist ein Schmelzgefäß und wenigstens einen in dieses Schmelzgefäß mündenden Brenner auf und ist im wesentlichen dadurch gekennzeichnet, daß das Schmelzgefäß an seiner Oberseite dichtend in zumindest einen sich im wesentlichen horizontal erstreckenden Zuführungsraum übergeht, an welchen eine Beschickungseinrichtung für die Einsatzmaterialien anschließt, daß im Bereich des Anschlusses des Zuführungsraumes an das Schmelzgefäß eine Düse für das Einblasen von Kohlenstoff angeordnet ist, und daß am anderen Ende des Zuführungsraumes eine Gasaustrittsöffnung vorgesehen ist, an welche eine Gasreinigungs- und Trocknungseinrichtung und vorzugsweise ein Saugzuggebläse angeschlossen ist, welches mit Leitungen zur Düse für den Kohlenstaub und/oder den Brennern der Schmelzkammer in Verbindung steht. Der sich im wesentlichen horizontal erstreckende Zuführungsraum ist dabei als röhren- artiger Schacht ausgebildet, dessen Achse senkrecht zur Schmelzgefäßachse steht. Dieser röhrenartige Schackt kann in einfacher Weise nach dem Prinzip des Stoßofens beschickt werden, das heißt, ein hydraulisch betätigter Kolben schiebt die Charge, beispielsweise den Eisenschwamm oder die Metalloxyde, mit geringer Geschwindigkeit ein Stück nach vor, wodurch kontinuierlich eine kleine Materialmenge am schmelzgefäßseitigen Ende der Röhre in die Schmelze fällt. Nach einem gewissen Zeitraum wird der Kolben zurückgezogen und die freiwerdende Öffnung wird wieder mit Material gefüllt. Hiebei kann als eine Art Rostbelag zuerst Kalkstein und dann die Charge, z.B. Eisenschwamm, aufgegeben werden, wodurch die Durchgasung verbessert wird.
Das im Schmelzgefäß vollständig oberhalb der Schrrelzbadoberflache verbrannte, aus CO2und H2O bestehende Abgas, strahlt einen Teil seiner Wärme an das darunter liegende Schlacken- und Roheisenbad ab und zieht nach oben ab. Bevor es den nach oben geschlossenen Schmelzraum über einen oder mehrere im wesentlichen horizontale, mit Einsatzmaterial gefüllte Zuführungsräume verläßt, wird es mit dem über eine Düse in den Scbmelzraum eingeblasenen Kohlenstaub mit niedriger. Gehalten an H2O und flüchtigen Bestandteilen vcrwirbclt. Das Abgas setzt sich hiebei nach den eingangs genannten Gleichungen T und II endotherm um, wodurch die Abgastemperatur in der gewünschten Weise abgesenkt werden kann. Beim Austritt aus dem Schmelzgefäß trifft das mit Aschepartikel und unvergastem Kohlenstoff vermischte Gas auf das Einsatzmaterial im horizontalen Zuführraum, wobei die festen oder teigigen Partikel aus dem Gas gefiltert werden und weitere endotherme Umsetzreaktionen erfolgen, da auch neben der Vergasung bereits die direkte Reduktion (FeO + C --> Fe + CO) abläuft. Es ist anzunehmen, daß durch diese stark wärmeverbrauchenden Reaktionen die Gastemperatur im Material sehr rasch auf 8θO°C abnimmt. Wenn das Einsatzmaterial von Möllermaterial bzw. Metalloxyden gebückt ist, erfolgt neben der Vorwärmung des Einsatzes, welche aus stückigem Erz und Zuschlägen bestehen kann, auch eine indirekte Reduktion in der Beschickungseinrichtung.
Die Länge des horizontalen Schachtes muß so berechnet werden, daß das entstandene Gas den größten Teil seiner fühlbaren Wärme an das im Gegenstrom geförderte Material abgibt, und mit einer Temperatur von ca. 150ºC aus dem Schacht abgesaugt werden kann. Diese Temperatur ist relativ leicht erzielbar, da sie sowohl über die Schubgeschwindigkeit des Kolbens, die Brennstoffmenge, als auch über die Zusatzmenge an Kohlenstoff für die Umsetzung der heißen Verbrennungsabgase nach den Gleichungen I und II geregelt werden kann. Das aus H2, CO, H20 und CO2 bestehende Abgas kann nach dem Absaugen gereinigt werden, wobei der meist relativ hohe H20-Anteil herausgewaschen werden kann, und sofern dies sinnvoll erscheint, auch der CO2-Anteil entfernt werden kann. Das abgesaugte und gereinigte Gas kann unter Vorwärmung für die Verbrennung im Schmelzgefäß rückgeführt werden, oder aber als hochwertiges Gas für andere Gasverbraucher verwendet werden.
Der vorgewärmte Möller, der in das Schmelzgefäß fällt, besteht aus Kalk zur Schlackenbildung, unvergasten Kohleteilchen, welche zur Aufkohlung dienen, herausgefilterten Flugaschepartikeln und der weitgehend vorrecuz ierten Charge, beispielsweise Eisenschwamm. Der Vorrrecuktionsgrad des in das Schmelzgefäß fallenden Materials ist von der Aufenthaltsdauer des Erzes in der Beschickungseinrichtung und der Gaszusammensetzung nach der Vergasung abhängig. Je geringer der Sauerstoffgehalt des metallisierten Produktes ist umso niedriger ist der spezifische Energieverbrauch und umso höher ist die Schmelzleistung im Schmelzgefäß. Der Kohlungs- und Reduktionskohlenstoff für die direkte Reduktion wird in erster Linie über die Kohlenstaubdüse zudosiert, kann aber auch mit dem Einsatz eingebracht werden, sodaß sich der Kohlenstoffgehalt im Roheisen relativ leicht einstellen läßt.
Im Falle, daß Braunkohlen mit einem niederen Heizwert verwendet werden, besteht die Möglichkeit, daß trotz genügender Schmelzwärme und hoher Verbrennungstemperatur in der Schmelzzone die eingebrachte Energie nicht ausreicht, die Vergasungsreaktionen ablaufen zu lassen. Um das Energieeinbringen zu erhöhen, kann eine Gasrückführung und Vorwärmung des Gases, eine Vorwärmung der Kohle für die Vergasung, eine Vorwärmung des Sauerstoffes und ein Einbringen von zusätzlicher Energie über Plasmabrenner, wobei sich das gereinigte Abgas vorzüglich als Träger eignet, vorgesehen werden. Bei Verwendung von Steinkohlen mit hohem Heizwert und den obengenannten Zusatzmaßnehmen ist es möglich, auch Metalle, welche wesentlich höhere Schmelztemperaturen und Reduktionsenergien benötigen, als Roheisen, unter gleichzeitiger Verringerung des Strom- und Kohlenstoffbedarfes herzustellen. FeCr, FeMn und vor allem FeSi (geringe SiO Verluste) können als Beispiel für eine Reihe anderer Metalle und Legierungen gelten.
Vor allen Dingen bei Verwendung von minderwertigen Kohlen ist mit dem Anfall von großen Gasmengen zu rechnen. Es können in diesem Fall mehrere horizontale Zuführungsräume bzw. Chargie räume vorgesehen werden, und es können auch mehrere Kohlenstaub düesen am Übergang des Schmelzgefäßes in die Beschickungseinrichtung erforderlich sein. In manchen Fällen kann es sinnvoll sein, daß ein Teil der Schmelz- und Reduktionswärme durch elektrische Energie eingebracht wird, wobei vor allem Plasma- fackeln mit Vorteil eingesetzt werden können, welche das Kreislaufgas erhitzen. Für ein entsprechendes Ofengefäß ist dann eine abwechselnde Anordnung von Kohlenstaubbrennern und Plasmabrennern vorzusehen. Allerdings besteht auch die Möglichkeit in ein Schmelzgefäß mittels Elektroden die notwendige Energie einzubringen.
In einfacher Weise kann die Chargierröhre dadurch beschickt werden, daß in den Arbeitsraum des Kohlenschiebers eine verschließbare Öffnung eines Möllerbunkers mündet.
Die vollständige Verbrennung der Brennstoffe mit Sauerstoff im Schmelzgefäß ist für die Erzielung der hohen Abqastemperaturen von wesentlicher Bedeutung, da durch eine Teilverbrennung, beispielsweise im Fall von Kohlenstoff, (C +i 02 > CO) pro kg. C nur 9600 KJ freiwerden, während bei der vollkommenen
Verbrennung (C + O2 -> C02) je kg 33200 KJ abgegeben werden.
Erst durch die vollständige Verbrennung läßt sich bei minderwertigen Brennstoffen die für die nachfolgende Umsetzung bei gleichzeitiger Aufkohlung des Einsatzstoffes erforderliche hohe Abgastemperatur erzielen. Nach der Reinigung des aus dem Zuführungsraum des Schmelzgefässes abgezogenen Gases wird nach dem Auswaschen des Wassers in einer Gasv/aschanlage ein sauberes Gas welches z.B. als hochwertiges Brenngas den festen Brennstoffen zur Verbrennung in den Brennern des Schmelzgefässes zugesetzt werden kann, erhalten.
Die Erfindung wird nachfolgend an Hand eines in der Zeichnung schematisch dargestellten Ausführungsbeispieles einer erfindungsgemäßen Schmelzreduktionsanlaqe näher erläutert.
In dieser zeigt 1 einen Möllerbunker, welcher durch Schieber 2 und 3 an seiner Ober- und Unterseite verschließbar ist. Das untere Ende des Möllerbunkers 1 mündet in den Arbeitsraum 4 eines Kolbenschiebers 5, durch dessen Bev/egung in Richtung des Pfeiles 6 das aus dem Möllerbunker eintretende Finsatzmaterial,beispielsweise Eiscnschwamm oder Eisenoxyde und Kalkstein, in den Zuführungsraum 7 des Schmelzgefässes 8 eingebracht werden kann. Der Zuführungsraum 7 weist einen Rostbelag 9 aus Kalkstein auf und über diesem Belag befindet sich die Charge 10. An das dem Kolben 5 benachbarte Ende des Zuführungsraunes 7 ist ein Abzug 11 für die Abgase angeschlossen.
Das Schmelzgefäß 8 wird durch einen Brenner 12 mit Stein- oder Braunkohlenstaub und Sauerstoff beschickt, wobei die Flamme mit 13 bezeichnet ist. Die Abgase, welche im wesentlichen C02 und H20, sowie auf Grund der hohen Verbrennungstemperaturen von etwa 1900°C auch durch Dissoziation entstehendes CO und H2 enthalten, steigen in Richtung des Pfeiles 14 zusammen mit Flugasche auf. An de. Übergangsstelle zum Zuführungsraum 7 wird über eine Kohlenstaubdüse 15 Kohlenstaub eingeblasen, wobei die Verbrennungsabgase auf Temperaturen zwischen 800 und 1400°C abgekühlt werden, und teilweise zu CO und H2 umgesetzt werden. Ein Teil des Kohlenstaubes gelangt auch auf die Oberfläche 16 der Charge und gelangt mit dieser Charge in die Schmelze 17. Über dieser Schmelze 17 schwimmt eine Schlackenschicht 18 auf. Die abgekühlten und umgesetzten Verbrennungsabgase werden nun durch die Charge 10 hindurchgeleitet und am Abzug 11 bei Temperaturen von etwa 150°C abgezogen und einer Gasreinigungs- und Trocknungsstufe 19 zugeführt, über ein Saugzuggebläse 20 werden die gereinigten und getrockneten Abgase über Leitungen
21 den Kohlenstaubdüsen 15 als Trägergas und über eine Leitung
22 dem Brenner 12 als Verbrennungsgas zugeführt. Über eine Leitung 23 kann das Gas auch weiteren Gasverbrauchern zugeführt v/erden. Während im Brenner 12 auch wasserreiche Braunkohle ver arbeitet werden kann, empfiehlt es sich den Kohlenstaubdüsen 15 höherwertige Kohlenstoffträger, insbesondere pulverisierte weitgehend trockene Braunkohle oder Holzkohlenstaub zuzuführen, um die gewünschte rasche Umsetzung der Abgase zu erzielen.
Die Erfindung wird nachfolgend an Hand .von Untersuchungen über den Energieverbrauch im Rahmen des erfindungsgemäßen Verfa rens näher erläutert.
Beispiel 1: Schmelzen von vorreduziertem Material.
Annahmen: Verwendung einer Kohle von II = 8.400 KJoule/kg zum Schmelzen und Holzkohle für Hochtcmperaturvergasung.
Analyse der Braunkohle: 34% C, 15% flüchtige Bestandteile (4% H2) , 3% Asche, 48% Feuchte.
Analyse der Holzkohle: 72% C, 15% flüchtige Bestandteile (4% H2) , 1% Asche, 8% Feuchte. Der Energiebedarf für Schmelzen von Roheisen und Schlacke und Reduzieren aus dein Möller (direkt reduziertes Eisen (DRE) + Kalk) beträgt ungefähr 2.1 G Joυle/t Roheisen (RE), die Roheisentemperatur soll 1.500°C und der Wärmeverlust ea. 0.4 G Joule/t Roheisen betragen. Bei der vollkommenen Verbrennung der Braunkohle mit Sauerstoff liegt die theoretische Verbrennungstemperatur bei etwa 2.100°C, die praktische Verbrennungstemperatur wird bei etwa 1.900°C liegen. Die Dissoziation von H2O und C02 liegt zwar bei hohen Flammentemperaturen immer vor, wird aber in der Berechnung vernachlässigt , da diese sonst zui kompliziert werden würde. Die bei der vollkommenen Verbrennung von 1 kg Braunkohle mit angeführter Analyse mit Sauerstoff entstehende Gasmenge ist 1,69 Nin3 (37 % C02, 63 % H20). Die dafür benötigte Sauerstoffmenge beträgt 0,8 Nm3 02/kg Kohle.
Energiebedarf für Aufschmelzen von Roheisen und Schlacke, Reduktion und Ofenverluste: Der Energiebedarf für das Erwärmen des Eisenschwammes von 800 bis 1.500°C, die Reduktion, Schlak- kenschinelzen und Aufkohlung beträgt ca. 1.3 G-Joule/t RE, für Ofenverluste nimmt man etwa 0.4 G-Joule/t RE an; der Gesamt energiebedarf für das Schmelzen im Schmelzgefäß beläuft sich daher auf ungefähr 1.7 G-Joule/t RE. Unter der Annahme, daß 50 % der über die vollkommene Verbrennung eingebrachte Wärme im Schnielzgefäß (Schmelzen, Reduzieren) Verlustwärme verbraucht werden und der Rest im Abgas als fühlbare Wärme vorliegt, ist die Gesamtenergie, welche über die Braunkohle eingebracht werden muß, 5.4 G-Joule/t RE, das sind 400 kg Braunkohle mit einem ilu von 8.400 K Joule (2.000 kcal/kg).
Abgasmenge, welche bei der Verbrennung entsteht: 680 NM3 (252 Nm3 C02, 428 NM5 H20).
Die angenommene Gastemperatnr vor der liochtemperaturvergasung beträgt ca. i.250°C. ilochtemperaturvergasung: Vereinfacht wird angenommen, daß die fühlbare Wärme von 6 NnP C02 bei 1.250°C die Reaktionswärme für die Boudouardreaktion (C + C02 >> 2 CO) liefert, und daß sich daraus bei 800°C ein Gas von 5 Nm3 CO2 und 2 Nm3CO bildet. Beim Wasserdampf ( H20 + C → H2 + CO) ergeben sich aus 6,5 Nm3H2O, 5,5 Nm3H2O und 1 Nm3CO + 1 Nm3H2. Das bei der Vergasung entstehende Gas fällt in einer Menge von 790 Nm3 an (45 % H20, 28 % C02, 19 % CO, 8 % H2). Die fühlbare Wärme dieses Gases bei 800°C beträgt 1.4 G-Joule/Nm3.
Für die pro Tonne Roheisen benötigte Möllermenge stehen also 1.2 G-Joulc (fühlbare Wärme bei 800OC - fühlbare Wärme bei 150°C) zur Verfügung; genügend Wärme, um den Möller auf 800°C aufzuheizen.
Nimmt man an, daß der Wrasserdampfanteil des entstehenden Gases in der Gaswäsehe herausgewaschen wird, dann lautet die Gaszusammensetzung des gewaschenen Gases bei einer Menge von 426 Nm5 - 49 % CO2, 55 % CO, 16 % H2. llu = 6.200 KJoule/Nιn3
Für die Aufkohlung des Roheisens und zur Vergasung ist folgende Menge an Kohlenstoff notwendige:
Für die Aufkohlung: 30 kg/t RE (der Rest ca. 1 % ist im Eisenschwamm vorhanden).
Für die Vergasung:
(C + C02 → 2 CO) 42 Nm3 C02, 0,53 kSC/Nm3 C02 = 22 kg C,
(D20 + C → H2 + C0) 66 Nm3 H2O, 0,53 KgC/Nm3 H2O = 35 kgC,
Kohlenstoff für Vergasung und Aufkohlung .... 87 kg/t RE, Bedarf an einzudüsender Kohle (z. B. Holzkohle) ... 120 kg/t RE.
Energiebilanz pro Tonne Roheisen: 400 kg Braunkohle (Hu 8.400 KJoule/kg) 5.56 G Joule
120 kg Holzkohle (Hu 27.700 KJoule/kg) 3-52 G Joule
320 Nn^ Sauerstoff (0,7 kWh/isπP) 0.81 G Joule
Energieeintrag 7.49 G Joule
1 t Roheisen fühlbare Wanne '-,25 G Joule
40 kg Kohlenstoff im Roheisen (11=33.500 KJoule) 1.34 G Joule
200 kg Schlacke 0.55 G Joule
426 Nin3 Gas (IIu=6200 KJoule/Nm3) 2.67 G Joule
Energieaustrag 5.59 G Joule
Wirkungsgrad: 0,74 £ bei Weiterverwendung des entstehenden Gases.
Der theoretische Energiebedarf beträgt bei Weiterverwen- düng des Gases 1.9 KJoule/t RE, das sind ca.530 kWh/t RE. Wird das dabei entstehende Gas abgefackelt, dann ist der Energieverbrauch 4.57 G Joule = 1260 kWh/t RE.
Für die Herstellung von 1 t Stahl aus Eisenschwamm im Elek- trolichtbogenofcn benötigt man ca. 600 kWh an Energie in Form von Strom. Rechnet man den Strombedarf auf Primärenergie, d.h. Braunkohle für Verstromung um, dann liegt der Energiebedarf bei etwa 1500 kWh/t Rohstahl. Da der Energieverbrauch bei den Sauerstofffrischverfahren J00 kWh/t Rohstahl nicht überschreitet, wäre die Rohstahlerzeugung nach dem angegebenen Verfahren auch bei Nichtausnutzung des entstehenden Gases im Vergleich mit der Stahlerzeugung aus Ei sensciiwamm im Elektroli chtbogenofen bereits konkurrenzfähig (1260 kWh/t RE,0,9 t RE/Rst + 100 kWh/tRSt
= 1234 kWh/R4)
Beispiel 2: Erschmelzung von Roheisen aus Eisenerz unter
Verwendung einer Steinkohle mit einem Hu = 25.000 KJoule/kg zur Erzeugung der Schmelz- und Redukti onsenergie und Braunkohlekoks für die Vergnsung, Aufkohlung und direkte Reduktion.
Reduktion über Gasphase (indirekte Reduktion) = 60 % Reduktion über festen Kohlenstoff (direkte Reriuktion)=40 %. Analyse der Steinkohle: C = 60 %, flüchtige Bestandteile = 25 %,
Asche = 9 %, H20 = 5 %. Analyse des Braunkohl enkokses: C = 8b, 5 % , flüchtige Bestandteile
= 3 %, H20 = 3 %, Asche-= 6,5 %• Energiebedarf .je Tonne Roheisen für Schmelzen, Reduzieren und Wärmeverluste in Schmelzzone 2,9 GJoule
Energiebedarf für Mateιialvorwärmung, Wasserstoffreduktion und Verluste in der horizontalen Röhre 1,3 GJoule
Verluste an fühlbarer Wärme des Abgases (200°C) 0,4 GJoule Gesamtenergiebedarf zum Schmolzen 4,6 GJoule
Es wird vorausgesetzt, daß 80 % des bei der Verbrennung von 500 kg Steinkohle entstandenen Abgases, welches aus 70 %CO2 und 30 % H2O besteht, durch Eindüsen von Braunkohlenkoks zu CO und H2 umgesetzt werden. Λbgasmenge aus Verbrennung von 300 kg Steinkohle 534 Nm3Abgas Energiebedarf zur Reformierung von 80 % des Gases
6900 KJoule/Nm3 Abgas
= 2,9 GJoule/t Roheisen.
Gesamtenergiebedarf für Schmelzen, Reduzieren, Reformieren,
Wärmverluste 4,6 GJoule + 2,9 GJoule = 7,5 GJoule/t Roheisen
Energiebedarf durch Verbrennung von 500 kg Steinkohle
25.000 KJoule/kg x 500 kg Steinkohle =
7,5 GJoule/t Roheisen
Verbrauch an Braunkohlenkoks für: Kefonaierung 270 kg
Direkte Reduktion 140 kg
Aufkohlung 50 kg
Gesamtverbrauch 460 kg/t
Roheisen
GesamtZusammensetzungen: Im Schmelzraum Nach Vergasung Nach Gaswäscher
% Nm3/t Roheisen % Nm3/t Roheisen °/o Nm^/t Roheisen CO 30 224 80 950 57 640 H2 11 128 9 100 CO2 50 574 6 75 34 380
H20 20 160 3 32
758 Nm3 1135 Nm3 1120 Nm3
Hu des Gases nach dem Gaswäscher S.100 KJoule/Nm3 Gesamtheizwert von 1120 Nm3 Abgas 9.1 GJoule/t Roheisen, Energieverbrauch für 1 t Roheisen aus Erz:
300 kg Steinkohle (25.000 KJoule/kg) 7,5 GJoule
460 kg Braunkohlenkoks (29.000KJoule/kg) 13,5 GJoule
593 Nm- Sauerstoff (0,7 kWh) 1,0 GJoule
Summe 22,0 GJoule
-Energiegutschrift für ehem. Wärme im Abgas - 9,1 GJoule
Nettoencrgi everbrauch 12,9 GJoule.
Der Nettoencrgi everbrauch eines modernen Hochofens liegt ohne den Energieaufwand für Kokserzeugung und Agglomeration bei 13, 2 GJoule/t Roheisen. Das erfindungsgemäße Verfahren zeichnet sich durch eine gute Uberschaubarkeit und Regelung des metallurgischen Prozesses aus. Schradstoffemi ssionen können durch die Filterwirkung von Eisenschwnmm wesentlich herabgesetzt werden, und es wird gleichzeitig ein minderwertiger Brennstoff, wie beispielsweise Braunkohle, in einen hochwertigen Energieträger (Gas) umgesetzt. Es können Braunkohlen mit hohen Wassergehalten eingesetzt werden und es besteht in einfaclier Weise die Möglichkeit einer Verbindung des erfindungsgemäßen Verfahrens mit Fcststoff-Direkre- duktionsverfahren. Auch die Verarbeitung von aschereichen Kohlen ist ohne Problem möglich, da die ilschetei Iclicn aus dem Abgas durch Eisenschwamm herausgefiltert werden und in der Sclacke aufschmelzen. Es entstehen auch keine Probleme bei der Gasreinigung durch Teer oder andere flüssige Kohlenwasserstoffe.
Das erfindungsgercäße Verfahren läßt sich kontinuierlich durchführen und das Prozeßprinzip läßt sich auch beim Erschmelzen von Ferrolegierungen und Nichteisenmetallen in einfacher Weise anwenden. Im Zuführungsraum des Schmelzgefäßes ergibt sich darüberhinaus die Möglichkeit einer Gasreduktion, wodurch Eisenschwamm mit niedrigen Metallisationsgraden oder Gemische aus-Ei senschwaπim und Erz verarbeitet werden könnten.

Claims

P a t e n t a n s p r ü c h e :
1. Verfahren zum kontinuierlichen Reduzieren und Schmelzen eines Einsatzmaterials aus Metalloxyden, insbesondere Erzen, bzw. weitgehend vorreduzierten metallischen Materialien, insbesondere Eisenschwamm, gegebenenfalls mit Zuschlagstoffen wie Schlackenbildnern, Flußmitteln und Kohlenstoffträgem, dadurch gekennzeichnet, daß das Einsatzmaterial in einem Schmelzgefäß durch vollständige Verbrennung von Brennstoffen, insbesondere festen Brennstoffen wie Steinkohlen- oder Braunkohlenstaub über ihre Schmelztemperatur erhitzt werden, daß den heißen Verbrennungsabgasen Kohlenstoff, insbesondere Kohlenstaub, zugeführt wird, wobei die im wesentlichen aus CO2 und H20 bestehenden heißen Verbrennungsabgase teilweise zu CO und H2 umgesetzt und abgekühlt werden, daß dieses Umsetzungsprodukt mit Temperaturen von über 80O°C im Gegenstrom durch das dem Schmelzgefäß zuzuführende Einsatzmaterial hindurchgeleitet wird und hierauf bei Temperaturen von über 100ºC, vorzugsweise etwa 150º C, abgezogen, getrocknet und gereinigt wird und daß vorzugsweise das getrocknete und gereinigte Gas zumind teilweise den Brennern im SchnelzgeEäß \ιnd/oder gemeinsam mit den Kohlenstoff den heißen Abgasen zuςieführt wird.
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß den heißen Verbrennungsabgasen Kohlenstoff in Form von weitgehend wasserfreiem Braunkohlenstaub oder Holzkohlenstaub zugeführt wird.
3. Verfahren nach Anspruch 1 oder 2, dadurch gekennzeichne daß den heißen Verbrennungsabgasen Kohlenstoff in einem für die Aufkohlung des Bades geeigneten Überschuß zugeführt wird.
4. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 3, dadurch gekennzeichnet, daß das nach dem Durchströmen des dem Schmelzgefäß zuzuführenden Einsatzmaterials abgezogene und gereinigte Gas als Trägergas für das Einblasen von Kohlenstoff zu den heißen Verbrennungsabgasen eingesetzt wird.
5. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 4, dadurch gekennzeichnet, daß die vollständige Verbrennung im Schmelzgefäß zur Frzielung von Temperaturen zwischen 1800 und 2000 C gesteuert wird, und daß die Verbrennungsgase für das Erschmelzen von weitgehend vorreduziertem Einsatzmaterial bei Temperaturen zwischen 1100° und 1600°C, insbesondere 1300 bis 1500°C, durch das Eindüsen von Kohlenstoff auf Temperaturen von 800 bis 1000°C heruntergekühlt werden, oder für das Reduzieren und Schmelzen eines Metalloxyd enthaltenden Einsatzmaterials ausgehend von Temperaturen zwischen 1700º und 2000ºC durch Eindüsen von Kohlenstoff auf Temperaturen von 1000 bis 1400ºC abgekühlt werden, und daß das mit Kohlenstoff umgesetzte Verbrennungsgas mit Temperaturen von 800º bis 1000ºC durch im wesentlichen aus weitgehend vorreduzierten metallischen Materialien bestehende Einsatzmaterialien bzw. mit Temperaturen von 1000º bis 1400ºC durch im wesentlichen aus Metalloxyden bestehende Einsatzmaterialien hindurchgeleitet wird und bei Temperaturen von etwa 150ºC abgezogen wird.
6. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 5, dadurch gekennzeichnet, daß Sauerstoff und Brennstoff in das Schmelzgefäß unter überatmosphärischen Druck eingedüst und/oder daß am aufgabeseitigen Ende des Zuführungsraumes für das Einsatzmaterial ein unteratmosphärischer Druck angewendet wird.
7. Vorrichtung zur Durchführung des Verfahrens nach einem der Ansprüche 1 bis 6 mit einem SChmelzσefäß und wenigstens einem in dieses Schmelzgefäß mündenden Brenner, dadurch gekennzeichnet, daß das Schmelzgefäß (8) an seiner Oberseite dichtend in zumindest einen sich im wesentlichen horizontal erstreckenden Zuführungsraum (7) übergeht, an welchen eine Beschickungseinrichtung (5) für die Einsatzmaterialien ans.chließt, daß im Bereich des Anschlusses des Zuführungsraumes (7) an das Schrrelz- gefäß (8) eine Düse (15) für das Einblasen von Kohlenstoff angeordnet ist, und daß am anderen Ende des Zuführungsraumeε (7) eine Gasaustrittsöffnung (11) vorgesehen ist, an welche eine Gasreinigungs- und Trocknunσseinrichtung (19) und vorzugsweise ein Saugzuggebläse (20) angeschlossen ist, welches mit Leitungen (21) zur Düse (15) für den Kohlenstaub und/oder den Brennern (12) der Schmelzkammer (8) in Verbindung steht.
8. Vorrichtung nach Anspruch 7, dadurch gekennzeichnet, daß die Beschickungseinrichtung (5) von einem Kolbenschieber gebildet ist, in dessen Arbeitsraum (4) eine verschließbare Öffnung eines Möllerbunkers (1) mündet.
9. Vorrichtung nach Anspruch 7 oder 8, dadurch gekennzeichnet, daß der Zuführungsraum (7) zumindest an seiner Unterseite mit Kalkstein belegt ist.
10. Vorrichtung nach einem der Ansprüche 7, 8 oder 9, dadurch gekennzeichnet, daß das Schmelzgefäß (8) in an sich bekannter Weise mit Öffnungen für den Schlacken- und den Roheisenabstich ausgestattet ist.
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