WO2024022989A1 - Verfahren zur herstellung einer eisenschmelze in einem elektrischen einschmelzer - Google Patents

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WO2024022989A1
WO2024022989A1 PCT/EP2023/070388 EP2023070388W WO2024022989A1 WO 2024022989 A1 WO2024022989 A1 WO 2024022989A1 EP 2023070388 W EP2023070388 W EP 2023070388W WO 2024022989 A1 WO2024022989 A1 WO 2024022989A1
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melting
melter
melt
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Nils JÄGER
Daniel Schubert
Walter MÜHLHAUSE
Marius GROSSARTH
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Thyssenkrupp Steel Europe Ag
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Definitions

  • the invention relates to a method for producing iron melt in an electric melter.
  • EP 1 025 267 B1 also describes a method for melting sponge iron to form a molten iron and a liquid slag located on the molten iron in an electric melter, with additional carbon and oxygen being introduced separately via blowing lances in order to form a stable foamed slag. Furthermore, carbon-containing material in solid, liquid or gaseous form can be fed to the iron melt via the bottom nozzles of the melter.
  • the object of the present invention is to further develop this method in such a way that no decarburization occurs when melting sponge iron in an electric melter and can therefore provide an iron melt containing sufficient carbon for further process steps.
  • a method for producing an iron melt in an electric melter comprises the steps: - loading the melter with a defined amount of solids containing iron-containing substances and slag formers, the loading taking place locally via several loading points and the vessel of melter is filled, - applying energy to the at least one electrode to melt the solids, the melting being initiated in the area on and/or below the electrode and, in the course of the melting operation, a melting front spreading from the area radially to the wall of the vessel and at least 80 % of the charged solid is melted to form a molten iron and a liquid slag arranged at least partially on the molten iron, - tapping off the liquid slag and the molten iron, the melter being additionally charged with carbon-containing substances during the melting operation, in such a way that the additional carbon-containing substances
  • the resulting carbon causes an enrichment of the carbon content in the iron melt and the iron melt, in particular after tapping, has a higher carbon content compared to the carbon content of the defined
  • the invention makes use of the fact that the additional carbon-containing substance introduced is specifically introduced in order to increase the carbon content in the iron melt.
  • a high carbon content in the iron melt is necessary, among other things, in order to achieve the desired material properties of the (liquid) produced during melting, preferably in the melter.
  • it makes sense to carburize the iron melt or the resulting pig iron in the electric melter.
  • the additionally introduced carbon-containing substance is specifically introduced during the melting operation, i.e. some of the solids have already been melted, so that the carbon of the additionally introduced carbon-containing substance diffuses largely into the iron melt and does not become gaseous due to the chemical reactions and does not or only insignificantly combines with oxygen to form C0 2 and is removed, which would disadvantage the C0 2 balance of the electrical melter.
  • the charging of the carbon-containing aggregate causes an enrichment of the carbon content in the iron melt by at least 0.50% by weight.
  • the enrichment can in particular be at least 1.00% by weight, preferably at least 1.50% by weight, preferably at least 2.00% by weight by charging the carbon-containing additive be.
  • the charging of the carbon-containing aggregate is calculated in such a way that a carbon content of at least 3.50% by weight is achieved in the iron melt.
  • the carbon content of the iron melt can in particular be at least 3.60% by weight, 3.70% by weight, 3.80% by weight, preferably at least 3.90% by weight, 4.00% by weight, preferably at least 4.10% by weight, 4.20% by weight.
  • the carbon-containing aggregate is charged via at least one lance, the mouth of the lance being positioned in the solid comprising the sponge iron and optionally the iron-containing additives and/or slag formers.
  • This has the advantage that the carbon-containing aggregate is introduced, for example, into the bed of the solid, so that the carbon of the carbon-containing aggregate is transferred to the solid through heating and subsequent melting into the iron melt. can go. Furthermore, the difference in density of the carbon-containing aggregate compared to the iron melt or liquid slag and the reaction times between tappings are taken into account. Another advantage is the mixing caused by forced convection and thus increased diffusivity of the introduced carbon and homogenization of the iron melt.
  • the defined substances are re-charged so that the solids are applied at least in some areas above the liquid slag and/or molten iron.
  • a melting front spreads in the course of the melting operation from the area in which the electrode forces melting through energy input, radially to the wall of the vessel, so that according to a preferred embodiment, the mouth of the lance is positioned in the cohesive zone.
  • the cohesive zone corresponds to the state between solid and liquid, which corresponds essentially in front of or partially to the radially advancing melting front.
  • the melting front or cohesive zone is only temporarily present between charging and tapping during the melting operation, so the time at which the lance is positioned with its mouth should be carefully adjusted.
  • Introducing the carbon-containing aggregate into the cohesive zone has the advantage of promoting a longer reaction time of the introduced carbon and thus a longer residence time of the carbon for carburizing the iron melt due to low flow velocities within the cohesive zone.
  • floor nozzles, tangential nozzles and/or side wall nozzles for introducing the carbon-containing aggregate can also be arranged in the vessel of the electric melter.
  • the lance and the optional additional nozzles can be used to optimally adjust (impulse) the flow within the iron melt and thus influence the reaction and diffusion-optimized carburization.
  • the flow velocities can be adjusted. Furthermore, a so-called “SlagSpray” is also possible to increase the service life of the refractory material in the vessel of the electric melter.
  • a solid and/or gaseous carbon-containing aggregate is charged. This can be done via solid additives such as biocoke, coke, coal and/or carbon-containing or hydrocarbon-containing gases, among others.
  • solid additives such as biocoke, coke, coal and/or carbon-containing or hydrocarbon-containing gases, among others.
  • Metallurgical gases in particular coke oven gas, converter gas, blast furnace gas from electric melters.
  • the electric melter is preferably an OSBF (Open Slag Bath Furnace) furnace.
  • OSBF Open Slag Bath Furnace
  • SAF Submerged Electric Arc Furnace
  • the electrode or electrodes if there are several
  • the electric reduction furnaces can be designed as alternating current arc reduction furnaces (SAFac) or direct current arc reduction furnaces (SAFdc).
  • EAF Electro Arc Furnace
  • EAFac AC Arc Melting Furnace
  • EAFdc DC Arc Melting Furnace
  • LF Long Furnace
  • SAF electric arc resistance heating
  • EAF direct arc melting furnaces
  • the electric melter (10) comprises a vessel (15) into which a defined amount of solids (3) containing iron-containing substances and slag formers is charged.
  • a central point for example be provided in the middle for loading.
  • the electric melter (10) can comprise a lid (18), which can close the vessel (15) at the top and can thus be set within a defined or targeted atmosphere.
  • the cover (18) is arranged to be essentially vertically movable, see double arrow.
  • the loading points (12) are openings in the lid (18) with corresponding supply lines.
  • the required solids (3) can be supplied via means not shown. After the solids (3) have been charged, so-called bulk cones can form in the vessel (15) below the charging points.
  • FIG. 1 it is shown by way of example that tapping has not been completed completely and the bottom of the vessel (15) is therefore covered with molten iron (1) and/or liquid slag (2).
  • the iron melt (1) to be produced results from the defined amount of solids (3) introduced.
  • the solids (3) contain iron-containing substances, preferably sponge iron.
  • iron-containing materials such as iron-containing scrap
  • the slag formers for example lime, silicon dioxide, magnesium oxide and/or aluminum oxide, are mixed in, particularly if the so-called gangue of the sponge iron preferably used is not sufficient to set the desired basicity of the liquid slag (2) to be tapped off. This measure is familiar to those skilled in the art.
  • the defined amount of solids (3) has been introduced and at least one, in this exemplary embodiment there are three, electrodes (11), the number of electrodes (11) being selected essentially depending on the dimension of the electrical melter (10), supplied with energy to melt the solids (3).
  • the positioning of the electrode (11) can be adjusted vertically, preferably in order not to allow an arc to arise between the solid (3) and the electrode (11), with at least one immersion of the electrode tip in the solid (11) being preferably provided, see double arrow .
  • the energy required for melting can preferably have been generated from renewable energy (sun, wind, water) in order to be able to reduce the CO 2 balance of the electrical melter (10).
  • FIG. 1 shows that the melting is initiated in the area (X) on and/or below the electrode (11) and in the course of the melting operation a melting front develops from the area (X) radially to the wall of the vessel (15 ) spreads and min- at least 80% of the charged solid (3) is melted to form an iron melt (1) and a liquid slag (2) arranged at least partially on the iron melt (1).
  • sponge iron as an iron-containing substance, depending on its production and depending on whether iron ore is produced using carbon-containing gas, for example CO, or hydrocarbon-containing gas, for example CH 4 or natural gas, or hydrogen-containing gas, for example H 2 , or mixtures thereof in a direct reduction process has been reduced to sponge iron, has varying and low carbon contents.
  • carbon-containing gas for example CO
  • hydrocarbon-containing gas for example CH 4 or natural gas
  • hydrogen-containing gas for example H 2
  • the invention provides for the melter (10) to be additionally charged with carbon-containing substances during the melting operation, such that the carbon resulting from the additional carbon-containing substances causes an enrichment of the carbon content in the iron melt (1) and the iron melt (1) has a higher one Carbon content in comparison to the carbon content of the defined amount of solids (3) considered in total, in particular before the melting operation.
  • the charging of the carbon-containing aggregate should result in an enrichment of the carbon content in the iron melt (1) by at least 0.50% by weight.
  • the charging of the carbon-containing aggregate is calculated in such a way that a carbon content in the iron melt (1) of at least 3.50% by weight is achieved.
  • the carbon-containing aggregate can be charged using at least one lance (13, 13.1), the mouth of the lance (13, 13.1) being positioned in the solid (3).
  • the lance (13, 13.1) can be arranged to be movable, see double arrow.
  • the lance (13) can, for example, be immersed in the solid (3) via the loading point (12) or via an opening in the side wall of the vessel (15).
  • the mouth of the lance (13, 13.1) is particularly preferably positioned in a cohesive zone (4).
  • the carbon-containing aggregate can be charged in solid and/or gaseous form. If a solid form is chosen, a carrier gas, which preferably has a carbon-containing component, can promote charging.
  • FIG. 1 shows the end of the melting operation, so that the solid (3) has been essentially completely melted into iron melt (1) and liquid slag (2) arranged thereon.
  • the process gas generated during melting operation is discharged via at least one opening (14).
  • the liquid slag (2) is passed through at least one tap hole (16) and the iron melt (1) are tapped via at least one tap hole (17) and the vessel (15) can be charged again with solids (3), see the upper illustration in Figure 1.
  • FIG 2 shows a schematic top view of the electric melter (10) or cover (18) according to the embodiment in Figure 1.
  • the three electrodes (11) are arranged relatively centrally and the loading points (12) are distributed locally at a radial distance from the electrodes ( 11).
  • the four loading points (12) shown as examples are arranged in a circle in 90° steps. Arranged in a circle in further 90° increments and, for example, four openings (14) are provided between the loading points (12) for discharging the process gas.
  • nozzles can be arranged in the vessel (15) to influence the movement of the molten iron (1).
  • the electric melter (10) can be pivoted to enable tilting and thus tapping of liquid slag (2) in one direction and molten iron (1) in the other direction.
  • the person skilled in the art is also familiar with the operation of electrical melters (10).
  • the iron melt (1) is preferably treated in order to reduce the carbon in the iron melt 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 slag (2) is also preferably fed to granulation in order to produce slag, particularly for the construction industry.
  • 100 kg of sponge iron from a direct reduction using 100% hydrogen as the reducing gas were used in a laboratory-scale SAF.
  • the total carbon content introduced via the solids was therefore less than 0.30% by weight.
  • Slag formers were not added.
  • the melting front was recorded using measurements and 4 kg of coal particles with a grain size ⁇ 0.30 mm and with N 2 as carrier gas were specifically charged, using an injection lance that was preferably protected from fire, the mouth of which was positioned in the cohesive zone. After the smelting operation, a carbon content of 4.45% by weight was determined in the iron melt. The determination of the carbon content is known to those skilled in the art.

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Abstract

Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Herstellung einer Eisenschmelze (1) in einem elektrischen Einschmelzer (10).

Description

Verfahren zur Herstellung einer Eisenschmelze in einem elektrischen Einschmelzer
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Herstellung einer Eisenschmelze in einem elektrischen Einschmelzer.
Verfahren und Vorrichtungen zum Herstellen von Eisenschmelzen in elektrischen Einschmelzern sind Stand der Technik.
Aus der DE 600 04 062 T2 ist ein Verfahren bekannt, welches ein Erschmelzen von Eisenschwamm in einem elektrischen Einschmelzer offenbart. Im elektrischen Einschmelzer wird aus der eingebrachten Charge Eisenschmelze und Flüssigschlacke erzeugt, wobei zusätzlich Kohlenstoff in die Nähe der in die Schlacke eingetauchten Elektroden des elektrischen Einschmelzers mit dem Ziel eingeblasen wird, die Flüssigschlacke um die Elektroden aufzuschäumen, somit die Erzeugung von CO und damit verbunden, die Entstehung eines Plasmalichtbogens fördert und damit die Produktivität des Einschmelzer erhöht werden kann, und durch weiteren Zusatz von Sauerstoff eine Nachverbrennung von CO in CO2 begünstigt und damit mehr Energie in Form von Wärm freigesetzt werden kann. Daher soll der Kohlenstoff in das untere Drittel der Flüssigschlackenschicht eingeblasen werden, vorzugsweise in den Grenzbereich Schmelze- Schlacke beim Einblasen von kohlenstoffhaltigen Feststoffen. Der eingeblasene Kohlenstoff, der zum Aufschäumen der Schlacke in der Nähe der Elektroden zugegeben wird, muss zusätzlich zu dem für die Reduktion der Charge und die Aufkohlung des Metalls erforderlichen Kohlenstoff eingebracht werden.
Auch die EP 1 025 267 Bl beschreibt ein Verfahren zum Erschmelzen von Eisenschwamm unter Ausbildung einer Eisenschmelze und einer auf der Eisenschmelze befindlichen Flüssigschlacke in einem elektrischen Einschmelzer, wobei auch separat über Blaslanzen zusätzlich Kohlenstoff und Sauerstoff eingebracht werden, um eine stabile Schaumschlacke auszubilden. Des Weiteren kann über Bodendüsen des Einschmelzers kohlenstoffhaltiges Material in fester, flüssiger oder gasförmiger Form der Eisenschmelze zugeführt werden.
Der Stand der Technik geht davon aus, Kohlenstoff in beliebiger Form zuzuführen, um durch chemische Reaktion eine gezielte Schaumschlacke der Flüssigschlacke zu erzeugen.
Aus dem Eisenkohlenstoffdiagramm ist es ferner bekannt, dass der Kohlenstoffgehalt im einzuschmelzenden Feststoff einen signifikanten Einfluss auf die Schmelztemperatur und damit auch auf die Schmelzenthalpie des Stoffes hat. Je höher der Kohlenstoffgehalt (bis 4,7 Gew.- %) desto geringer die Schmelztemperatur und somit auch die benötige Energiemenge bzw. auch Elektrodenverbrauch in dem Einschmelzer. Niedrige Temperaturen bedeuten auch einen geringeren Verschleiß des Feuerfestmaterials in dem Einschmelzer. Zudem resultieren auch geringere Strahlungsverluste und ein reduzierter Energieverbrauch.
Aufgabe der vorliegenden Erfindung ist es, dieses Verfahren derart weiterzuentwickeln, welches keine Entkohlung beim Erschmelzen von Eisenschwamm in einem elektrischen Einschmelzer bewirkt und somit eine für weitere Prozessschritte ausreichend kohlenstoffhaltige Eisenschmelze bereitstellen kann.
Diese Aufgabe wird gelöst durch ein Verfahren mit den Merkmalen des Anspruchs 1. Weiterführende Ausgestaltungen sind den Unteransprüchen beschrieben.
Verfahren zur Herstellung einer Eisenschmelze in einem elektrischen Einschmelzer, enthaltend ein Gefäß und mindestens eine Elektrode, umfasst die Schritte: - Beschicken des Einschmelzers mit einer definierten Menge an Feststoffen enthaltend eisenhaltige Stoffe und Schlackenbildner, wobei die Beschickung lokal über mehrere Beschickungspunkte erfolgt und das Gefäß des Einschmelzers gefüllt wird, - Beaufschlagung der mindestens einen Elektrode mit Energie zum Erschmelzen der Feststoffe, wobei das Erschmelzen im Bereich an und/oder unterhalb der Elektrode initiiert wird und sich im Laufe des Schmelzbetriebs eine Erschmelzungsfront vom Bereich radial zur Wandung des Gefäßes ausbreitet und mindestens 80 % des beschickten Feststoffs unter Ausbildung einer Eisenschmelze und einer zumindest teilbereichsweise auf der Eisenschmelze angeordneten Flüssigschlacke erschmolzen wird, - Abstechen der Flüssigschlacke und der Eisenschmelze, wobei der Einschmelzer während des Schmelzbetriebs zusätzlich mit kohlenstoffhaltigen Stoffen beschickt wird, derart, dass der aus den zusätzlichen kohlenstoffhaltigen Stoffen resultierende Kohlenstoff eine Anreichung des Kohlenstoffgehalts in der Eisenschmelze bewirkt und die Eisenschmelze, insbesondere nach ihrem Abstich, einen höheren Kohlenstoffgehalt im Vergleich zu dem Kohlenstoffgehalt der in Summe betrachteten definierten Menge an chargierten Feststoffen aufweist.
Die Erfindung macht sich die Tatsache zunutze, den zusätzlich eingebrachten kohlenstoffhaltigen Stoff gezielt einzubringen, um den Kohlenstoffgehalt in der Eisenschmelze zu erhöhen. Ein hoher Kohlenstoffgehalt in der Eisenschmelze ist u. a. notwendig, um vorzugsweise im Einschmelzer die gewünschten Stoffeigenschaften der beim Erschmelzen erzeugten (Flüssig- )Schlacke mit niedrigem Eisenoxid-Anteil als Folge der reduzierten Bedingungen herzustellen und um bevorzugt die erzeugte Eisenschmelze bzw. Roheisen im weiteren Prozessverlauf insbesondere hinsichtlich des Schwefelgehaltes und/oder Phosphorgehaltes zu raffinieren, wenn in Prozessrichtung betrachtet weitere, bestehende Aggregate, wie zum Beispiel im Stahlwerk der Konverter, in einem Hüttenverbund weiter wirtschaftlich genutzt werden können. Somit ist es je nach Anforderung an die herzustellende Roheisengualität bzw. nachgeschaltete Stahlerzeugung sinnvoll, die Eisenschmelze bzw. das daraus resultierende Roheisen im elektrischen Einschmelzer aufzukohlen.
Der zusätzlich eingebrachte kohlenstoffhaltige Stoff wird gezielt während des Schmelzbetriebs eingebracht, d.h. es ist bereits ein Teil der Feststoffe erschmolzen worden, so dass der Kohlenstoff des zusätzlich eingebrachten kohlenstoffhaltigen Stoffs weitestgehend in die Eisenschmelze diffundiert und nicht durch die chemischen Reaktionen gasförmig wird und sich nicht bzw. nur unwesentlich mit Sauerstoff zu C02 verbindet und abgeführt wird, was die C02-Bilanz des elektrischen Einschmelzers benachteiligen würde.
Gemäß einer Ausgestaltung bewirkt das Chargieren des kohlenstoffhaltigen Zuschlags eine Anreicherung des Kohlenstoffgehalts in der Eisenschmelze um mindestens 0,50 Gew.-%. Je nach Kohlenstoffgehalt der in Summe betrachteten definierten Menge an Feststoffen, kann die Anreicherung insbesondere mindestens 1,00 Gew.-%, vorzugsweise mindestens 1,50 Gew.-%, bevorzugt mindestens 2,00 Gew.-% durch das Chargieren des kohlenstoffhaltigen Zuschlags betragen.
Gemäß einer Ausgestaltung wird das Chargieren des kohlenstoffhaltigen Zuschlags derart bemessen, dass sich ein Kohlenstoffgehalt in der Eisenschmelze von mindestens 3,50 Gew.-% einstellt. Der Kohlenstoffgehalt der Eisenschmelze kann insbesondere mindestens 3,60 Gew.- %, 3,70 Gew.-%, 3,80 Gew.-%, vorzugsweise mindestens 3,90 Gew.-%, 4,00 Gew.-%, bevorzugt mindestens 4,10 Gew.-%, 4,20 Gew.-% betragen.
Gemäß einer Ausgestaltung erfolgt das Chargieren des kohlenstoffhaltigen Zuschlags über mindestens eine Lanze, wobei die Mündung der Lanze in den Feststoff umfassend den Eisenschwamm und optional die eisenhaltigen Zusatzstoffe und/oder Schlackenbildner positioniert wird. Dies hat den Vorteil, dass der kohlenstoffhaltige Zuschlag beispielsweise in die Schüttung des Feststoffs eingebracht wird, so dass der Kohlenstoff des kohlenstoffhaltigen Zuschlags mit dem Feststoff durch Erwärmung und anschließendem Erschmelzen in die Eisenschmelze über- gehen kann. Des Weiteren wird darüber u. a. der Dichteunterschied des kohlenstoffhaltigen Zuschlags im Vergleich zu der Eisenschmelze bzw. Flüssigschlacke und die Reaktionszeiten zwischen den Abstichen Rechnung getragen. Ein weiterer Vorteil ist die durch erzwungene Konvektion hervorgerufene Durchmischung und somit gesteigerte Diffusionsfähigkeit des eingebrachten Kohlenstoffs sowie Homogenisierung der Eisenschmelze.
Je nachdem, ob das Gefäß des elektrischen Einschmelzers im Wesentlichen vollständig geleert bzw. abgestochen wird, oder ein geringer Teil, welches insbesondere Vorteile beim Aufschmelzen des Einsatzmaterials aufgrund der in der verbliebenen Schmelze enthaltenen Energie und des verbesserten elektrischen Kontaktes über die flüssige Phase in das Schmelzgut hat, im Gefäß verbleibt, werden die definierten Stoffe neu chargiert, so dass die Feststoffe zumindest bereichsweise oberhalb der Flüssigschlacke und/oder Eisenschmelze aufgebracht werden.
Wie bereits geschildert, breitet sich eine Erschmelzungsfront im Laufe des Schmelzbetriebs vom Bereich, in welchem die Elektrode durch Energieeintrag die Erschmelzung erzwingt, radial zur Wandung des Gefäßes aus, so dass gemäß einer bevorzugten Ausgestaltung die Mündung der Lanze in der kohäsiven Zone positioniert wird. Die kohäsive Zone entspricht dem Zustand zwischen fest und flüssig, welche im Wesentlichen vor oder zum Teil der radial voranschreitenden Erschmelzungsfront entspricht. Die Erschmelzungsfront respektive kohäsive Zone ist zwischen Chargieren und Abstechen während des Schmelzbetriebs nur temporär vorhanden, so dass der Zeitpunkt der Positionierung der Lanze mit ihrer Mündung gezielt abgepasst werden sollte. Das Einbringen des kohlenstoffhaltigen Zuschlags in die kohäsive Zone hat den Vorteil aufgrund einer geringen Strömungsgeschwindigkeiten innerhalb der kohäsiven Zone eine verlängerte Reaktionszeit des eingebrachten Kohlenstoffs und somit eine längere Verweilzeit des Kohlenstoffs zur Aufkohlung der Eisenschmelze zu begünstigen. Zusätzlich können auch Bodendüsen, Tangentialdüsen und/oder Seitenwanddüsen zum Einbringen des kohlenstoffhaltigen Zuschlags im Gefäß des elektrischen Einschmelzers angeordnet sein.
Über die Lanze und den optionalen zusätzlichen Düsen kann eine optimale Einstellung (Impuls) der Strömung innerhalb der Eisenschmelze erfolgen und damit Einfluss auf die reaktions- und diffusionsoptimierte Aufkohlung genommen werden.
Je nach Fahrweise des elektrischen Einschmelzers bzw. je nach Betriebsphase (Flachbadphase, Hochbadphase) können die Strömungsgeschwindigkeiten angepasst werden. Des Weiteren ist auch ein sogenanntes „SlagSpray“ für die Erhöhung der Standzeiten des Feuerfestmaterial im Gefäß des elektrischen Einschmelzers möglich.
Gemäß einer Ausgestaltung wobei ein fester und/oder gasförmiger kohlenstoffhaltiger Zuschlag chargiert wird. Dies kann über feste Zuschläge wie zum Beispiel Biokoks, Koks, Kohle und/oder kohlenstoffhaltige bzw. kohlenwasserstoffhaltige Gase, u. a. Hüttengase, insbesondere Koksofengas, Konvertergas, Gichtgas aus elektrischem Einschmelzer erfolgen.
Der elektrische Einschmelzer ist bevorzugt ein Ofen der Gattung OSBF (Open Slag Bath Furnace). Hierzu zählen Elektroreduktionsöfen, vor allem SAF (Submerged Electric Arc Furnace), welche Schmelzöfen mit Lichtbogen-Widerstandserwärmung sind, die Lichtbögen zwischen der Elektrode und der Feststoff und/oder der Schlacke bilden oder welche den Feststoff und/oder die Schlacke mittels Joule-Effekt erwärmen. Beim SAF ist die Elektrode (bzw. sind die Elektroden, wenn mehrere vorhanden sind) in die Charge und/oder Schlacke eingetaucht. Je nach Funktionsprinzip/Betriebsweise können die Elektroreduktionsöfen als Wechselstrom-Lichtbo- gen-Reduktionsöfen (SAFac) oder Gleichstrom-Lichtbogen-Reduktionsöfen (SAFdc) ausgeführt sein. Alternativ können auch Schmelzöfen mit direkter Lichtbogeneinwirkung, welche vom oben beschriebenen Funktionsprinzip/Betriebsweise abweichen, sogenannte EAF (Electric Arc Furnace) zum Einsatz kommen, welche Lichtbögen zwischen der Elektrode und dem Metall bilden. Dies umfasst den Wechselstrom-Lichtbogen-Schmelzofen (EAFac), den Gleichstrom-Lichtbogen-Schmelzofen (EAFdc) und den Pfannenofen LF (Ladle Furnace).
Der Vorteil bei der Verwendung von Elektroreduktionsöfen mit Lichtbogen-Widerstandserwärmung (SAF) ist, dass diese mit einer reduzierenden Atmosphäre betrieben werden, wohingegen Schmelzöfen mit direkter Lichtbogeneinwirkung (EAF) mit einer oxidierenden Atmosphäre betrieben werden.
Näher erläutert wird die Erfindung anhand der folgenden Ausführungsbeispiele in Verbindung mit der Zeichnung.
In Figur 1 wird die Erfindung am Beispiel eines elektrischen Einschmelzers (10) in einer schematischen Schnittdarstellung zu unterschiedlichen Betriebszeitpunkten erläutert. Der elektrische Einschmelzer (10) umfasst ein Gefäß (15), in welches eine definierte Menge an Feststoffen (3) enthaltend eisenhaltige Stoffe und Schlackenbildner beschickt wird. Je nach Größe des Gefäßes (15) respektive des elektrischen Einschmelzers (10) kann ein zentraler Punkt, beispiels- weise mittig zum Beschicken vorgesehen sein. Um das Gefäß (15) des elektrischen Einschmelzers (10) mit Feststoffen zu füllen, erfolgt die Beschickung lokal über mehrere Beschickungspunkte (12). Der elektrische Einschmelzer (10) kann einen Deckel (18) umfassen, welcher das Gefäß (15) nach oben verschließen kann und somit innerhalb eine definierte bzw. gezielte Atmosphäre eingestellt werden kann. Der Deckel (18) ist im Wesentlichen vertikal verfahrbar angeordnet, s. Doppelpfeil. Ist ein Deckel (18) vorhanden, so sind die Beschickungspunkte (12) Öffnungen in dem Deckel (18) mit entsprechenden Zufuhrleitungen. Über nicht dargestellte Mittel können die erforderlichen Feststoffe (3) zugeführt werden. Im Gefäß (15) können sich nach dem Beschicken der Feststoffe (3) unterhalb der Beschickungspunkte sogenannte Schüttkegel ergeben. In der oberen Darstellung in Figur 1 ist beispielhaft gezeigt, dass nicht vollständig abgestochen worden ist und somit der Boden des Gefäßes (15) mit Eisenschmelze (1) und/oder Flüssigschlacke (2) bedeckt ist. Die zu erzeugende Eisenschmelze (1) ergibt sich durch die definierte, eingebrachte Menge der Feststoffe (3).
Die Feststoffe (3) enthalten eisenhaltige Stoffe, vorzugsweise Eisenschwamm. Zusätzlich können auch weitere eisenhaltige Stoffe, wie zum Beispiel eisenhaltiger Schrott, um die Recyclingrate zu verbessern, zugeführt werden. Die Schlackenbildner, beispielsweise Kalk, Siliziumdioxid, Magnesiumoxid und/oder Aluminiumoxid werden zugemischt, insbesondere wenn die sogenannte Gangart des vorzugsweise eingesetzten Eisenschwamms nicht ausreicht, um in Abhängigkeit davon, die gewünschte Basizität der abzustechenden Flüssigschlacke (2) einzustellen. Diese Maßnahme ist dem Fachmann geläufig.
Ist die definierte Menge an Feststoffen (3) eingebracht, und wird mindestens eine, in diesem Ausführungsbeispiel sind es drei Elektroden (11), wobei die Anzahl der Elektroden (11) im Wesentlichen abhängig von der Dimension des elektrischen Einschmelzers (10) gewählt wird, mit Energie zum Erschmelzen der Feststoffe (3) beaufschlagt. Dabei kann die Positionierung der Elektrode (11) vertikal eingestellt werden, um vorzugsweise keinen Lichtbogen zwischen Feststoff (3) und Elektrode (11) entstehen zu lassen, wobei zumindest ein Eintauchen der Elektrodenspitze in den Feststoff (11) bevorzugt vorgesehen ist, s. Doppelpfeil. Die zum Erschmelzen benötigte Energie kann vorzugsweise aus regenerativer Energie (Sonne, Wind, Wasser) erzeugt worden sein, um die CO2-Bilanz des elektrischen Einschmelzers (10) senken zu können.
In der mittleren Darstellung der Figur 1 ist gezeigt, dass das Erschmelzen im Bereich (X) an und/oder unterhalb der Elektrode (11) initiiert wird und sich im Laufe des Schmelzbetriebs eine Erschmelzungsfront vom Bereich (X) radial zur Wandung des Gefäßes (15) ausbreitet und min- destens 80 % des beschickten Feststoffs (3) unter Ausbildung einer Eisenschmelze (1) und einer zumindest teilbereichsweise auf der Eisenschmelze (1) angeordneten Flüssigschlacke (2) erschmolzen wird.
Der bevorzugte Einsatz von Eisenschwamm als eisenhaltiger Stoff, je nach seiner Herstellung und abhängig davon, ob Eisenerz mittels kohlenstoffhaltigen Gas, beispielsweise CO, oder kohlenwasserstoffhaltigen Gas, beispielsweise CH4 bzw. Erdgas, oderwasserstoffhaltigen Gas, beispielsweise H2, oder Mischungen daraus in einem Direktreduktionsprozess zu Eisenschwamm reduziert worden ist, variierende und geringe Kohlenstoffgehalte auf. Diesen Umstand kennt der Fachmann und führt in der Regel über die Beschickung kohlenstoffhaltige Stoffe vor dem Schmelzbetrieb zu. Die Erfindung sieht vor, den Einschmelzer (10) während des Schmelzbetriebs zusätzlich mit kohlenstoffhaltigen Stoffen zu beschicken, derart, dass der aus den zusätzlichen kohlenstoffhaltigen Stoffen resultierende Kohlenstoff eine Anreichung des Kohlenstoffgehalts in der Eisenschmelze (1) bewirkt und die Eisenschmelze (1) einen höheren Kohlenstoffgehalt im Vergleich zu dem Kohlenstoffgehalt der in Summe betrachteten definierten Menge an Feststoffen (3), insbesondere vor dem Schmelzbetrieb, aufweist. Das Chargieren des kohlenstoffhaltigen Zuschlags soll eine Anreicherung des Kohlenstoffgehalts in der Eisenschmelze (1) um mindestens 0,50 Gew.-% bewirken. Das Chargieren des kohlenstoffhaltigen Zuschlags wird derart bemessen, dass sich ein Kohlenstoffgehalt in der Eisenschmelze (1) von mindestens 3,50 Gew.-% einstellt.
Das Chargieren des kohlenstoffhaltigen Zuschlags kann über mindestens eine Lanze (13, 13.1) erfolgen, wobei die Mündung der Lanze (13, 13.1) in den Feststoff (3) positioniert wird. Die Lanze (13, 13.1) kann verfahrbar angeordnet sein, s. Doppelpfeil. Die Lanze (13) kann zum Beispiel über den Beschickungspunkt (12) in den Feststoff (3) oder über eine Öffnung in der Seitenwandung des Gefäßes (15) eingetaucht werden. Besonders bevorzugt wird die Mündung der Lanze (13, 13.1) in einer kohäsiven Zone (4) positioniert. Der kohlenstoffhaltige Zuschlag kann in fester und/oder gasförmiger Form chargiert werden. Wird eine feste Form gewählt, kann ein Trägergas, welches vorzugsweise eine kohlenstoffhaltige Komponente aufweist, das Chargieren begünstigen.
Die untere Darstellung der Figur 1 zeigt das Ende des Schmelzbetriebs, so dass der Feststoff (3) im Wesentlichen vollständig zu Eisenschmelze (1) und darauf angeordneter Flüssigschlacke (2) erschmolzen worden ist. Das während Schmelzbetriebs erzeugte Prozessgas wird über mindestens eine Öffnung (14) abgeführt. Die Flüssigschlacke (2) wird über mindestens ein Abstich- loch (16) und die Eisenschmelze (1) über ein mindestens ein Abstichloch (17) abgestochen und das Gefäß (15) kann erneut mit Feststoffen (3) beschickt werden, s. obere Darstellung in Figur 1.
Figur 2 zeigt eine schematische Draufsicht auf den elektrischen Einschmelzer (10) respektive Deckel (18) gemäß Ausführung in Figur 1. Die drei Elektroden (11) sind relativ mittig angeordnet und die Beschickungspunkte (12) verteilen sich lokal im radialen Abstand zu den Elektroden (11). Die beispielhaft gezeigten vier Beschickungspunkte (12) sind in 90°-Schritten kreisförmig angeordnet. In weiteren 90°-Schritten kreisförmig angeordnet und zwischen den Beschickungspunkten (12) sind beispielhaft vier Öffnungen (14) zum Abführen des Prozessgases vorgesehen.
Nicht dargestellt, können im Gefäß (15) Düsen zur Beeinflussung der Bewegung der Eisenschmelze (1) angeordnet sein. Der elektrische Einschmelzer (10) kann 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. Das Betreiben von elektrischen Einschmelzern (10) ist dem Fachmann ebenfalls geläufig.
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 auf ein gewünschtes Maß zu reduzieren. Dies erfolgt beispielsweise mittels Sauerstoff in einem sogenannten Sauerstoffblasprozess, besonders bevorzugt in einem Konverter. Auch die abgestochene Flüssigschlacke (2) wird vorzugsweise einer Granulation zugeführt, um Schlacke insbesondere für die Bauindustrie zu erzeugen.
An einem Ausführungsbeispiel wurden in einem SAF im Labormaßstab 100 kg Eisenschwamm aus einer zu 100% mit Wasserstoff als Reduktionsgas verwendeten Direktreduktion verwendet. Somit lag der in Summe eingebrachte Kohlenstoffgehalt über die Feststoffe weniger als 0,30 Gew.-%. Schlackenbildner wurden nicht zugesetzt. Die Erschmelzungsfront wurde messtechnisch erfasst und gezielt 4 kg Kohlepartikel mit einer Körnung < 0,30 mm und mit N2 als Trägergas chargiert, wobei eine vorzugsweise feuerfest geschützte Einblaslanze verwendet wurde, deren Mündung in die kohäsive Zone positioniert worden ist. Nach dem Schmelzbetrieb wurde in der Eisenschmelze ein Kohlenstoffgehalt von 4,45 Gew.-% ermittelt. Die Ermittlung des Kohlenstoffgehalts ist für den Fachmann bekannt.

Claims

Patentansprüche
1. Verfahren zur Herstellung einer Eisenschmelze (1) in einem elektrischen Einschmelzer (10), enthaltend ein Gefäß (15) und mindestens eine Elektrode (11), umfassend die Schritte:
- Beschicken des Einschmelzers (10) mit einer definierten Menge an Feststoffen (3) enthaltend eisenhaltige Stoffe und Schlackenbildner, wobei die Beschickung lokal über mehrere Beschickungspunkte (12) erfolgt und das Gefäß (15) des Einschmelzers (10) gefüllt wird,
- Beaufschlagung der mindestens einen Elektrode (11) mit Energie zum Erschmelzen der Feststoffe (3), wobei das Erschmelzen im Bereich (X) an und/oder unterhalb der Elektrode (11) initiiert wird und sich im Laufe des Schmelzbetriebs eine Erschmelzungsfront vom Bereich (X) radial zur Wandung des Gefäßes (15) ausbreitet und mindestens 80 % des beschickten Feststoffs (3) unter Ausbildung einer Eisenschmelze (1) und einer zumindest teilbereichsweise auf der Eisenschmelze (1) angeordneten Flüssigschlacke (2) erschmolzen wird,
- Abstechen der Flüssigschlacke (2) und der Eisenschmelze (1), dadurch gekennzeichnet, dass der Einschmelzer (10) während des Schmelzbetriebs zusätzlich mit kohlenstoffhaltigen Stoffen beschickt wird, derart, dass der aus den zusätzlichen kohlenstoffhaltigen Stoffen resultierende Kohlenstoff eine Anreichung des Kohlenstoffgehalts in der Eisenschmelze (1) bewirkt und die Eisenschmelze (1), insbesondere nach ihrem Abstich, einen höheren Kohlenstoffgehalt im Vergleich zu dem Kohlenstoffgehalt der in Summe betrachteten definierten Menge an chargierten Feststoffen (3) aufweist.
2. Verfahren nach Anspruch 1, wobei das Chargieren des kohlenstoffhaltigen Zuschlags eine Anreicherung des Kohlenstoffgehalts in der Eisenschmelze (1) um mindestens 0,50 Gew.-% bewirkt. Verfahren nach einem der vorgenannten Ansprüche, wobei das Chargieren des kohlenstoffhaltigen Zuschlags derart bemessen wird, dass sich ein Kohlenstoffgehalt in der Eisenschmelze von mindestens 3,50 Gew.-% einstellt. Verfahren nach einem der vorgenannten Ansprüche, wobei das Chargieren des kohlenstoffhaltigen Zuschlags über mindestens eine Lanze (13, 13.1) erfolgt, wobei die Mündung der Lanze (13, 13.1) in den Feststoff (3) umfassend den Eisenschwamm und optional die eisenhaltigen Zusatzstoffe und/oder Schlackenbildner positioniert wird. Verfahren nach Anspruch 4, wobei die Mündung der Lanze (13, 13.1) in einer kohäsiven Zone (4) positioniert wird. Verfahren nach einem der vorgenannten Ansprüche, wobei ein fester und/oder gasförmiger kohlenstoffhaltiger Zuschlag chargiert wird.
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