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PATENTANSPRÜCHE
1. Verfahren zur kontinuierlichen Herstellung von Metallschwamm, insbesondere Eisenschwamm, durch Reduktion der oxydischen Metallverbindungen in stückiger Form in einem Schachtofen mittels wasserstoffreichen Reduktionsgasen, dadurch gekennzeichnet, dass das Roherz in einer Vorreduktionszone durch die abziehenden, heissen Reduktionsgase mindestens bis zum Erreichen einer für elektrische Widerstandserhitzung ausreichenden elektrischen Leitfähigkeit vorreduziert wird, dass weiter in einer anschliessenden Reduktionszone der überwiegende Teil der Prozesswärme durch auf Reduktionstemperatur erhitztes, heisses Reduktionsgas aufgebracht wird, während der Rest der benötigten Wärmemenge durch direkte elektrische Widerstandserhitzung der Ofenbeschickung zugeführt wird, und dass ferner der heisse Metallschwamm durch Zufuhr von kühlem Reduktionsgas gekühlt wird,
das in der Reduktionszone zusammen mit dem heissen Reduktionsgas das Gesamtreduktionsgas bildet.
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, dass das Gesamtreduktionsgas mengenmässig zu 60-70 Teilen aus auf Reduktionstemperatur erhitztem Reduktionsgas mit mindestens 70% Wasserstoff und zu 30-40 Teilen aus Kühlgas mit mindestens 70% Wasserstoff besteht.
3. Verfahren nach Anspruch 2, dadurch gekennzeichnet, dass der verbleibende Gemischanteil von erhitztem Reduktionsgas und Kühlgas im wesentlichen durch Kohlenmonoxyd gebildet ist.
4. Verfahren nach Anspruch 1 und 2, dadurch gekennzeichnet, dass mindestens 70 und maximal 90% der Prozesswärme durch erhitztes Reduktionsgas aufgebracht wird.
5. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, dass jeweils vor Inbetriebnahme der intermittierend arbeitenden Roherz-Eintragsvorrichtung und Eisenschwamm-Austragsvorrichtung die Ströme aller Heizkreise ausgeschaltet und erst nach der Stillsetzung der Ein- und Austragsvorrichtung wieder eingeschaltet werden.
6. Anlage zur Durchführung des Verfahrens nach Anspruch 1, gekennzeichnet durch einen schachtartigen Reduktionsofen, der in einem unteren Teil eine für die Zufuhr von kühlendem Reduktionsgas eingerichtete Kühlzone mit einer Metallschwamm-Austragsvorrichtung und in einem mittleren Bereich eine Reduktionszone aufweist, der das Reduktionsgas aus der Kühlzone zuströmt und die zusätzlich an eine äussere Quelle heissen Reduktionsgases angeschlossen ist, wobei die Schachtwände im Bereich der Reduktionszone Elektroden zur Widerstandserhitzung der Erzmasse mit quer zur Schachtachse verlaufendem Stromfluss aufweisen, sowie weiter gekennzeichnet durch einen oberen, zur Erzvorreduktion dienenden Bereich, der mit Beschickungsmitteln für das Roherz sowie Mitteln zum Abführen der Gichtgase ausgerüstet ist.
7. Anlage nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, dass die Vorreduktionszone des Ofens eine Höhe von 50% bis 100% der Höhe der anschliessenden Reduktionszone aufweist.
8. Anlage nach Anspruch 6, dadurch gekennzeichnet, dass die Reduktionszone des Schachtofens mindestens zwei übereinanderliegende Heizebenen aufweist, und jede derselben von getrennten Stromkreisen gespeist wird.
9. Anlage nach Anspruch 6, dadurch gekennzeichnet, dass in der Reduktionszone des Schachtofens mit vorzugsweise viereckigem Schachtquerschnitt mindestens zwei einander gegenüberstehende Ofenwände mit flachen Wandelektroden versehen sind.
10. Anlage nach Anspruch 6, dadurch gekennzeichnet, dass die Wandelektroden aus wärmefestem, einen elektrischen Vorschaltwiderstand bildenden Halbleitermaterial, wie z.B.
gesintertes Siliziumkarbid, bestehen.
Die Herstellung von Metallschwamm, insbesondere Eisenschwamm, durch Reduktion von oxydischen Metallverbindungen in stückiger Form in einem Schachtofen mittels heissen Wasserstoff-Kohlenmonoxydgemischen ist bekannt. Dabei erfordert jedes Erz zur Erreichung der höchstmöglichen Reduktionsleistung, d. h. der pro Zeit- und Volumeneinheit erzeugten Menge Metall, seine ihm eigenen Reduktionsbedingungen, wie Reduktionstemperatur, Verweilzeit im Reduktionsraum sowie Durchsatz und Zusammensetzung des Reduktionsgases.
Bekanntlich liegen bei der Gasreduktion von Eisenerzen die Reduktionstemperaturen zwischen etwa 800-9OOoC. Allgemein ist auch bekannt, dass in der praktisch zur Verfügung stehenden Reduktionszeit die sich einstellenden Gaszusammensetzungen stets weit vom Gleichgewichtszustand entfernt bleiben. Wirtschaftlich tragbare Reduktionszeiten ergeben sich je nach Gaszusammensetzung bei etwa 2,5-3,5fachem Durchsatz der stöchiometrisch erforderlichen Gasmenge. Dies bedeutet, dass nur 1/2,5 bis 1/3,5 der Reduktionsagenten an der chemischen Umsetzung teilnehmen, und die abziehenden Gichtgase noch einen beträchtlichen Teil hochwertige Komponenten enthalten. Es ist auch bekannt, dass Wasserstoff im oben erwähnten Temperaturbereich üblicherweise 34mal schneller reduziert als Kohlenmonoxyd.
Der Verwendung von Reduktionsgasen hohen Wasserstoffgehaltes steht aber die bekannte Tatsache im Wege, dass die Reduktion im Gegensatz zu Kohlenmonoxyd stark endotherm verläuft. Wenn somit Gase mit hohem Reduktionsvermögen, d. h. mit hohem Wasserstoffgehalt, zur Anwendung gelangen sollen, müssen dem Reduktionsraum zur Aufrechterhaltung der Reaktionstemperatur grosse Wärmemengen von aussen zugeführt werden. Die erforderliche Wärmemenge lässt sich bekanntlich durch Erhitzung der Reduktionsgase und Ofenbeschickung auf Reduktionstemperatur nicht aufbringen. Eine Überhitzung der Reduktionsgase und Beschickung verbietet sich wegen dem Zusammensintern und Hängenbleiben der Erzstücke.
Um trotzdem die Vorteile von wasserstoffreichen Reduktionsgasen nutzen zu können, hat man vorgeschlagen, dem Reduktionsgas gewisse Anteile von inerten Gasen - z.B. Stickstoff und/oder Kohlendioxyd - als Wärmeträger beizumischen.
Dies hat aber den schwerwiegenden Nachteil, dass die Reduktionsfähigkeit des Gases bedeutend vermindert wird, und eine beträchtliche, an der Reduktion nicht teilnehmende Gasmenge aufgeheizt und umgewälzt werden muss.
Nach anderen Vorschlägen versuchte man die Beheizung durch im Ofeninnern oder ausserhalb der Ofenwandung angebrachte Heizkörper. Alle Bemühungen, grosse Öfen auf die erwähnte Art zu beheizen, scheiterten aber an der ungenügenden Wärmeleitfähigkeit der Erzmassen und Ofenwandungen.
Zudem führten Heizkörper im Innern eines Schachtes zur Brückenbildung und damit ebenfalls zum Hängenbleiben der Ofenbeschickung.
Im Bestreben, die erwähnten Nachteile der indirekten Erwärmung zu umgehen, wurden auch schachtförmige Reaktionskammern mit aussenliegenden Induktionsspulen in Vorschlag gebracht, bei denen die Ofenbeschickung durch hochfrequente Wechselströme beheizt werden sollten. Die induzierten Ströme dringen aber bei grossen Schachtquerschnitten nur einen Bruchteil ihres Durchmessers in das Erzbett, wodurch eine gleichmässige Erwärmung über den ganzen Querschnitt aus den bereits erwähnten Gründen nicht möglich ist. Bei weiteren Bestrebungen, die erwähnten Nachteile zu umgehen, ist auch vorgeschlagen worden, den Reduktionsschacht oben und unten mit rostähnlichen Elektroden zu versehen, und die Ofenbeschickung als elektrischen Widerstand zu verwenden.
Um die erforderliche Leitfähigkeit für den Heizstrom zu erhalten, ist die Hälfte des erzeugten Eisenschwammes zur Roherzaufgabe zurückgeführt worden. Abgesehen von der wirtschaftlich nicht
tragbaren Verfahrensweise, sind durch die Rostelektroden und die vertikale Stromführung unregelmässige Erhitzungen und damit Zusammenbackungen der Ofenbeschickung bzw. Ofenverstopfungen aufgetreten.
Kommerziell genutzte Verfahren verwenden vorwiegend Reduktionsgase mit bis 48 % Wasserstoff, in einem Fall sogar bis 68%. In keinem praktischen Anwendungsfall wird jedoch der Reduktionszone ausser mit dem heissen Reduktionsgas zusätzlich Wärme zugeführt. Daraus resultiert eine relativ kleine Zone mit hoher Reaktionstemperatur und damit eine nur geringe Verweilzeit bei genügend hohen Reduktionstemperaturen. So werden trotz dem bis 4-, zum Teil sogar über 8fachen Gasdurchsatz nur Reduktionsleistungen zwischen 800 bzw. 3000-5000 kg Fe pro m3 Reduktionsraum gemeldet.
Die vorliegende Erfindung bezweckt die Beseitigung der erwähnten Nachteile und betrifft ein Verfahren zur kontinuierlichen Herstellung von Metallschwamm, insbesondere Eisenschwamm, durch Reduktion der oxydischen Metallverbindungen in stückiger Form in einem Schachtofen mittels wasserstoffreichen Reduktionsgasen.
Das Verfahren ist dadurch gekennzeichnet, dass das Roherz in einer Vorreduktionszone durch die abziehenden heissen Reduktionsgase mindestens bis zum Erreichen einer für elektrische Widerstandserhitzung ausreichenden elektrischen Leitfähigkeit vorreduziert wird, dass weiter in einer anschliessenden Reduktionszone der überwiegende Teil der Prozesswärme durch auf Reduktionstemperatur erhitztes, heisses Reduktionsgas aufgebracht wird, während der Rest der benötigten Wärmemenge durch direkte elektrische Widerstandserhitzung der Ofenbeschickung zugeführt wird, und dass ferner der heisse Metallschwamm durch Zufuhr von kühlem Reduktionsgas gekühlt wird, das in der Reduktionszone zusammen mit dem heissen Reduktionsgas das Gesamtreduktionsgas bildet.
Als besonders vorteilhaft erwiesen sich bei der Reduktion in
Schachtöfen die Verwendung von gesinterten Pellets von im wesentlichen kugeliger Form. Versuche in einem Laborschachtofen ergaben bei 9000C mit Wasserstoff nach 60 Minuten Reduktionsdauer einen Reduktionsgrad von 95 wo. Umge rechnet ergibt sich daraus die aussergewöhnlich hohe Reduk tionsleistung von 23 000 kg/Fe/m3 und 24 h. Die Versuche zeigten, dass der elektrische Widerstand von ursprünglich mehreren Millionen Ohmcm zuerst sehr rasch, dann immer langsamer auf einige Tausend Ohmcm abfällt und bei der
Reduktion zu metallischem Eisen überraschenderweise auf einen von der Temperatur wenig abhängigen Wert von einigen Zehntel Ohmcm sinkt. Für Rohpellets betrug der elektrische
Widerstand bei einer Temperatur von 900ob zwischen 22004400 Ohmcm.
Er lag für reduzierte Pellets bei Raumtemperatur zwischen 1 und 2 Ohmcm und bei 900OC bei etwa
0,5 Ohmcm.
Ferner brachten Versuche mit einem Laborofen, bei dem über der beheizten Reduktionszone eine Vorreduktionszone von genügender Höhe angeordnet war, bei Verwendung eines im wesentlichen aus Wasserstoff bestehenden Reduktionsgases das überraschende Ergebnis, dass die Ofenbeschickung für eine Widerstandserhitzung genügend erhitzt und vorreduziert war und sich die elektrische Leitfähigkeit bei der Fertigreduktion nur noch wenig verminderte. Um bei den praktisch in Betracht kommenden Schachtabmessungen technisch vernünftige Strom- und Spannungswerte zu erreichen, muss der Ofenbeschickung die erforderliche Zeit zu ihrer Erwärmung und Vorreduktion gegeben werden.
Dies kann vorteilhaft dadurch berücksichtigt werden, dass über der durch eine Widerstandserhitzung beheizten Reduktionszone eine Vorreduktionszone angeordnet ist, deren Höhe etwa 50% bis 100% der Höhe der anschliessenden Reduktionszone beträgt, und in der die heissen, aus der Reduktionszone aufsteigenden Reduktionsgase die kalt eingefüllte, langsam niedersinkende Ofenbeschickung auf die Reduktionstemperatur erhitzen und dabei vorreduzieren. Um im Fall von Eisenerz eine Vorreduktion bis mindestens zur FeO-Stufe zu erreichen, werden erfindungsgemäss wasserstoffreiche Reduktionsgase verwendet.
Die Erfindung betrifft ferner eine Anlage zur Durchführung des geschilderten Verfahrens. Die Anlage ist gekennzeichnet durch einen schachtartigen Reduktionsofen, der in einem unteren Teil eine für die Zufuhr von kühlendem Reduktionsgas eingerichtete Kühlzone mit einer Metallschwamm-Aus tragsvorrichtung und in einem mittleren Bereich eine Reduktionszone aufweist, der das Reduktionsgas aus der Kühlzone zuströmt und die zusätzlich an eine äussere Quelle heissen Reduktionsgases angeschlossen ist, wobei die Schachtwände im Bereich der Reduktionszone Elektroden zur Widerstandserhitzung der Erzmasse mit quer zur Schachtachse verlaufendem Stromfluss aufweisen, sowie weiter durch einen oberen, zur Erzvorreduktion dienenden Bereich, der mit Beschickungsmitteln für das Roherz sowie Mitteln zum Abführen der Gichtgase ausgerüstet ist.
In weiterer Ausbildung der Erfindung kann die Reduktionszone zweckmässig mit mindestens zwei Paaren, in verschiedenen Horizontalebenen liegenden, flachen, nicht aus den Ofenwandungen hervortretenden Elektroden aus einem hitzebeständigen und elektrisch leitenden Wirkstoff versehen sein, die paarweise an getrennten Gleich- oder Wechselstromkreisen mit automatischer Spannungsregelung angeschlossen sind und die Zuleitung eines Stromes von geeigneter Stärke gewährleisten. Durch die Wahl der Anzahl Elektrodenpaare bzw. Heizebenen hat man es in der Hand, die Höhe der beheizten Zone den jeweiligen Erfordernissen anzupassen. Vorzugsweise wählt man die Elektrodenanordnung derart, dass sich die Strombahnen gleichmässig über den ganzen Schachtquerschnitt verteilen und eine durchgreifende Erhitzung der Ofenbeschickung gewährleisten.
Der Schachtquerschnitt kann von beliebiger Form sein, wird aber vorzugsweise viereckig ausgeführt.
Unterhalb der Wandelektroden werden erfindungsgemäss auf Reduktionstemperatur erhitzte Reduktionsgase mit z. B. 70 und mehr Prozent Wasserstoff in solchen Mengen eingeleitet, dass beispielsweise 75-85 % der zur Durchführung des endothermen Reduktionsprozesses benötigten Wärmemenge gedeckt werden. Der Rest der erforderlichen Wärmemenge wird entsprechend der Erfindung durch die oben beschriebene Widerstandserhitzung der Ofenbeschickung aufgebracht.
Dadurch, dass der überwiegende Teil der zuzuführenden Wärmemenge mit heissen Reduktionsgasen gedeckt wird und die Reduktionszone mit in verschiedenen Horizontalebenen aufgeteilten Zusatzheizungen ausgerüstet ist, bei denen die Beschickung selbst der Heizkörper ist, wird es möglich, die erforderliche Wärme rasch und in leicht regelbarer Menge zuzuführen. Das Einbringen einer bestimmten Wärmemenge bzw. die Aufrechterhaltung einer bestimmten Reduktionstemperatur erfolgt dabei nach an sich bekannten Methoden mit automatischen Steuer- und Regeleinrichtungen. Wenn also in einer bestimmten Zone die Temperatur den Sollwert überschreitet, wird die Spannung und damit die Stromstärke im entsprechenden Kreis gesenkt oder erhöht, wenn die Solltemperatur unterschritten wird.
Die Versuche zeigten auch, dass während des Austragens von Eisenschwamm das Ziehen von Funken zwischen bewegten Erzstücken wirksam unterbunden werden kann, wenn die Heizströme aller Schaltkreise vor jedem Austragsspiel durch an sich bekannte Steuereinrichtungen abgeschaltet und erst nach Beendigung des Austragsvorgangs wieder langsam engeschaltet werden.
Soll der erzeugte Eisenschwamm kalt aus dem Reduktionsofen entnommen werden, muss er unter seine Selbstentzündungstemperatur von etwa 100OC abgekühlt werden. Dies geschieht erfindungsgemäss dadurch, dass unterhalb der Reduktionszone eine Kühlzone angeordnet wird und man vom Fuss her ein kühles Reduktionsgas mit mindestens 70, vorzugsweise bis 95% Wasserstoff im Gegenstrom zum niedersinkenden Metallschwamm durchströmen lässt. Durch Änderungen der Gaszusammensetzung vom Heiss- und Kühlgas lässt sich der Wasserstoffgehalt des Gesamtreduktionsgases den jeweils vorliegenden Betriebserfordernissen anpassen.
Die geschilderte Arbeitsweise ermöglicht, einen grossen Teil der fühlbaren Wärme der abziehenden Reduktionsgase und beinahe den gesamten Wärmeinhalt vom austretenden Metallschwamm in die Reduktionszone mit dem grössten Wärmebedarf zurückzuführen und somit für den Reduktionsprozess nutzbar zu machen. Dadurch, dass für die Vorreduktion des Roherzes und die Kühlung des Metallschwammes wasserstoffreiche Gase zur Anwendung gelangen, ist eine unerwünschte Kohlenstoffabscheidung ausgeschlossen. Zur Erzeugung von z. B. unterschiedlich stark aufgekohltem Metallschwamm kann das Kühlgas in bekannter Weise z. B. mit mehr oder weniger Methan versetzt werden.
Der kontinuierliche Betrieb des Reduktionsprozesses wird zum Beispiel dadurch ereicht, dass man in an sich bekannter Weise am Kopf des Reduktionsofens das Roherz über eine gasdichte Einschleusevorrichtung absatzweise in Intervallen von beispielsweise 10 Minuten zuführt und am Fuss des Reduktionsofens den Metalschwamm über eine gasdichte Austragsvorrichtung entsprechend ausschleust.
Wie erwähnt, reagieren bei einem einzelnen Gasumlauf nur etwa 1/2,5 bis 1/3,5 der reduzierten Gasbestandteile. Der grössere Teil der Reduktionsagenten zieht mit den Reduktionsprodukten Wasserdampf und Kohlendioxyd vermischt als Gichtgas ungenutzt aus dem Schachtofen ab. Die überschüssigen, unverbrauchten Reduktionsgase können nach an sich bekannten Methoden aufbereitet und dem Prozess im Kreislauf wieder zugeführt werden. Dabei ersetzt man die während eines Umlaufes verbrauchten Reduktionsgase durch eine entsprechende Menge Frischgas, das nach an sich ebenfalls bekannten Methoden hergestellt wird. Wenn aber das aus dem Reduktionsofen abziehende Gichtgas teilweise oder ganz für andere Zwecke verwendet werden soll, ist das Umlaufgas entsprechend zu vermindern bzw. der Gaskreislauf vollständig zu unterbinden und die Zufuhr von Frischgas entsprechend zu erhöhen.
Für das Verfahren eignen sich natürliche Erze in feinstückiger Form, die bei der Gasreduktion nicht zerfallen oder zusammenbacken oder auch durch Sintern erzeugte Erzagglomerate von im wesentlichen kugeliger Form, wie z. B.
Pellets.
Im folgenden ist anhand der beiliegenden schematischen Zeichnung ein Ausführungsbeispiel zur praktischen Durchführung des erfindungsgemässen Verfahrens näher beschrieben.
Es zeigen:
Fig. 1 eine Anlage mit Reduktionsofen von viereckigem Schachtquerschnitt;
Fig. 2 einen Querschnitt durch die Reduktionszone nach Linie I-I der Fig. 1.
Der Reduktionsofen 1 mit vorzugsweise viereckigem Schachtquerschnitt besteht von oben nach unten aus der unbeheizten Vorreduktionszone 2, der beheizten Reduktionszone 3 und der Kühlzone 4 und ist mit einem wärmeisolierenden Mauerwerk 5 und einem gasdichten Blechmantel 6 versehen.
In der beheizten Reduktionszone 3 sind zwei sich gegenüberliegende Ofenwände 7 und 8 auf verschiedenen Horizontalebenen 9 und 10 mit ebenen Wandelektroden 11 ausgerüstet.
Ihre Stromanschlüsse 12 sind mit Durchführung 13 gegen die gasdichten Deckel 14 elektrisch isoliert. Die Wandelektroden
11 überdecken vorzugsweise einen möglichst grossen Teil der Wandbreite und sind für jede Heizebene getrennt in bekannter Weise an unabhängig voreinander regelbaren, nicht dargestellten Gleich- oder Wechselstromquellen angeschlossen. Vor zugsweise können die Wandelektroden aus wärmefestem
Halbleitermaterial, wie z. B. gesintertes Siliziumkarbid, beste hen, so dass zum Schutz gegen überströmte auf der Ofenwand innenseite ein Vorschaltwiderstand entsteht, dessen Wärme für den Prozess ausgenutzt werden kann. Der Reduktionsofen
1 ist in üblicher Weise mit einer gasdichten Eintragsvorrichtung 15 für die Zuführung des Roherzes sowie einer Austragsvorrichtung 16 und einer gasdichten Schleuse 17 zur Entnahme des erzeugten Metallschwammes versehen.
Die Ringleitung 18 dient der Zufuhr von heissem Reduktionsgas in den unteren Teil der Reduktionszone 3. Im Bodentrichter 19 wird kaltes Reduktionsgas zum unteren Teil der Kühlzone 4 zugeführt. Die abziehenden Gichtgase verlassen den Reduktionsofen 1 über die Leitung 20.
Bei Eisenerz z. B. wird bei der ersten Inbetriebnahme der
Reduktionsofen 1 über die Eintragsvorrichtung 15 mit kaltem Eisenerz gefüllt und mit dem über Ringleitung 18 zugeführten heissen Reduktionsgas angeheizt. Die im Ofenschacht nach oben strömenden Reduktionsgase erwärmen und reduzieren die Ofenbeschickung. Nachdem in der Reduktionszone 3 eine genügende Reduktion erreicht ist, kann die elektrische Widerstandserhitzung eingeschaltet werden. Durch die direkte Beheizung des Ofeninhaltes behalten die Reduktionsgase ihre Temperatur bis zum Eintritt in die Vorreduktionszone 2 und reduzieren auch den oberen Teil der Ofenfüllung.
Nach dem Aufheizen kann durch die Inbetriebnahme der Eintragsvorrichtung 15 sowie der Austragsvorrichtung 16 und der Schleuse 17 und nach Einleitung des Kühlgases über den Bodentrichter 19 nach an sich bekannter Art auf die kontinuierliche Herstellung des Metallschwammes übergegangen werden. Wenn die Reduktionszone 3 bei einer Inbetriebnahme bereits mit reduziertem Erz gefüllt ist, kann die elektrische Zusatzheizung auch von Anfang an benutzt werden. Der von der Reduktionszone 3 langsam niedersinkende heisse Metallschwamm gibt seine Wärme an das nach oben strömende Kühlgas ab und kann je nach dessen Menge mehr oder weniger - wenn notwendig - vollständig gekühlt werden.
Durch die Rückgewinnung der fühlbaren Wärme des Metallschwammes erhitzt sich das Kühlgas bis nahe an die Reduktionstemperatur und bewirkt infolge der hohen Reduktionskraft des Wasserstoffes den fast vollständigen Abbau des restlichen Erzsauerstoffes.
Unterhalb der unteren Heizebene 10 vereinigen sich das aus der Kühlzone 4 aufsteigende und erhitzte Kühlgas mit dem aus der Ringleitung 18 zugeführten heissen Reduktionsgas und reduzieren zusammen auf ihrem Weg nach oben die niedersinkende, durch die Widerstandserhitzung zusätzlich beheizte Erzmasse. Die Heizströme der einzelnen Elektrodenkreise richten sich dabei nach der Menge und der Temperatur der heissen Reduktionsgase und dem in der betreffenden Zone erforderlichen Wärmebedarf. Auf ihrem weiteren Weg nach oben gelangen die heissen Reduktionsgase in die Vorreduktionszone 2. In dieser geben sie ihre Wärme an die niedersinkende, am Kopf des Ofenschachtes kalt eingefüllte Beschikkung ab und erhitzen sich allmählich auf die Reduktionstemperatur.
Dabei wird das Roherz dank dem hohen Reduktionsvermögen des im wesentlichen aus Wasserstoff bestehenden Reduktionsgases und der ausgedehnten Verweilzeit erfindungsgemäss bis mindestens zur FeO-Stufe vorreduziert. Das vorwiegend aus Wasserstoff und Kohlenmonoxyd und den gasförmigen Reduktionsprodukten Wasserdampf und Kohlendioxyd bestehende Gichtgas wird über die Leitung 20 zum Waschkühler 21 geleitet, darin nach bekannten Methoden auf Umgebungstemperatur gekühlt und dadurch vom Wasserdampf und gleichzeitig von festen Verunreinigungen befreit.
Der kleinere Teil des aufbereiteten Umlaufgases wird über die Leitung 22 zusammen mit dem über Leitung 23 kommenden Kohlenwasserstoff-Rohgas, z. B. Erdgas, in den durch Brenner 24 beheizten Spaltofen 25 geführt und darin mit dem über Leitung 26 eingeleiteten Wasserdampf nach an sich bekannten Methoden zu wasserstoffreichen heissen Reduktionsgasen gespalten. Das etwa 1000C heisse, unmittelbar verwendbare Reduktionsgas, dessen Wasserstoffgehalt je nach dem Mischungsverhältnis von Umlauf- und Erdgas zwischen etwa 60-75 % liegt, wird über die Leitung 27 zum Gasmischer 28 und von dort über die Leitung 29 zur Ringleitung 18 geleitet.
Der grössere Teil des Umlaufgases strömt über die Leitung 30 zur Konvertieranlage 31 und wird dort mit dem über Leitung 32 zugeführten Wasserdampf in ebenfalls bekannter Weise in kaltes, bis zu 95 % aus Wasserstoff bestehenden Kühl- und Reduktionsgas umgewandelt. Der für die Kühlung des Metallschwammes benötigte Teil wird über die Leitung 33 zum Bodentrichter 19 geführt. Ein zweiter über die Leitung 34 abgezweigter Teilstrom, dessen Menge sich nach dem gewählten Umlauf-Erdgas-Mischverhältnis richtet, wird über den
Wärmetauscher 35 in den damit verbundenen Gasmischer 28 geleitet und dient dort zur Einstellung der gewünschten
Gastemperatur und des erfindungsgemässen hohen Wasserstoffgehaltes von über 70%.
Für den Fall, dass die Heissgastemperatur in der Leitung 29 zu niedrig liegt, wird der Teil strom von der Leitung 34 mit dem im Wärmetauscher 35 eingebauten Brenner 36 erhitzt. Wenn erwünscht, können die Brenner 24 und 36 über die Leitungen 37 und 38 mit Umlaufgas gespeist werden. Die Leitungen 39 und 40 bzw. 41 dienen der Zufuhr der erforderlichen Verbrennungsluft. Die Rauchgase ziehen über die Leitungen 42 und 43 in den Kamin 44 ab.
Mit der überschüssigen Wärme der Spaltofen-Rauchgase werden in üblicher und daher nicht in Einzelheiten gezeigten Art im Wärmerekuperator 45 das Kohlenwasserstoff-Rohgas und im Rekuperator 46 die Verbrennungsluft vorgewärmt und im Dampferzeuger 47 der Wasserdampf für den Spaltofen 25 und den Konverter 31 erzeugt.
Das beschriebene Verfahren besitzt eine grosse Wandlungsfähigkeit und kann daher den verschiedensten, örtlich bedingten Verhältnissen angepasst werden. Die Erfindung ist daher nicht an die erläuterte Ausführungsform gebunden. So können selbstverständlich auch wasserstoffreiche Reduktionsgase aus fossil oder mit nuklearer Prozesswärme beheizten Kohlenvergasungsanlagen sowie auch Wasserstoff allein eingesetzt werden. Ebenso ist die Erfindung auch nicht auf die Reduktion von Eisenerzen beschränkt, sondern kann auch für die Gewinnung anderer Metalle angewendet werden, sofern deren oxydische Verbindungen mit Reduktionsgasen im beschriebenen Reduktionsofen reduzierbar sind.
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PATENT CLAIMS
1. A process for the continuous production of sponge metal, in particular sponge iron, by reducing the oxidic metal compounds in lumpy form in a shaft furnace by means of hydrogen-rich reducing gases, characterized in that the raw ore in a pre-reduction zone by the withdrawing, hot reducing gases at least until an electrical resistance heating is reached sufficient electrical conductivity is pre-reduced so that in a subsequent reduction zone the majority of the process heat is applied by hot reducing gas heated to the reduction temperature, while the rest of the required amount of heat is supplied to the furnace feed by direct electrical resistance heating, and that the hot metal sponge is also supplied is cooled by cool reducing gas,
that forms the total reduction gas together with the hot reduction gas in the reduction zone.
2. The method according to claim 1, characterized in that the total reduction gas consists of 60-70 parts of the reduction gas heated to the reduction temperature with at least 70% hydrogen and 30-40 parts of cooling gas with at least 70% hydrogen.
3. The method according to claim 2, characterized in that the remaining mixture of heated reducing gas and cooling gas is essentially formed by carbon monoxide.
4. The method according to claim 1 and 2, characterized in that at least 70 and a maximum of 90% of the process heat is applied by heated reducing gas.
5. The method according to claim 1, characterized in that the currents of all heating circuits are switched off and switched on again only after the input and discharge device has been shut down before the intermittently operating raw ore entry device and sponge iron discharge device are put into operation.
6. Plant for carrying out the method according to claim 1, characterized by a shaft-like reduction furnace which has a cooling zone in a lower part for the supply of cooling reducing gas with a metal sponge discharge device and in a central region a reduction zone which has the reducing gas from the The cooling zone flows in and is additionally connected to an external source of hot reducing gas, the shaft walls in the area of the reduction zone having electrodes for resistance heating of the ore mass with a current flow running transversely to the shaft axis, and further characterized by an upper area serving for ore pre-reduction, which is equipped with charging means for the raw ore and means for removing the top gases are equipped.
7. Plant according to claim 1, characterized in that the pre-reduction zone of the furnace has a height of 50% to 100% of the height of the subsequent reduction zone.
8. Installation according to claim 6, characterized in that the reduction zone of the shaft furnace has at least two superimposed heating levels, and each of them is fed by separate circuits.
9. Plant according to claim 6, characterized in that in the reduction zone of the shaft furnace with a preferably rectangular shaft cross-section at least two mutually opposite furnace walls are provided with flat wall electrodes.
10. Plant according to claim 6, characterized in that the wall electrodes made of heat-resistant semiconductor material forming an electrical ballast resistor, such as e.g.
sintered silicon carbide.
The production of sponge metal, in particular sponge iron, by reduction of oxidic metal compounds in lump form in a shaft furnace using hot hydrogen-carbon monoxide mixtures is known. To achieve the highest possible reduction performance, each ore requires H. the amount of metal produced per unit of time and volume, its own reduction conditions, such as the reduction temperature, residence time in the reduction space and throughput and composition of the reduction gas.
As is known, the reduction temperatures in the gas reduction of iron ores are between about 800-900oC. It is also generally known that the gas compositions which occur always remain far away from the state of equilibrium in the practically available reduction time. Economically viable reduction times result, depending on the gas composition, at approximately 2.5-3.5 times the throughput of the stoichiometrically required amount of gas. This means that only 1 / 2.5 to 1 / 3.5 of the reduction agents take part in the chemical conversion, and the exhausting top gases still contain a considerable part of high-quality components. It is also known that hydrogen typically reduces 34 times faster than carbon monoxide in the temperature range mentioned above.
The use of reducing gases with a high hydrogen content stands in the way of the well-known fact that the reduction, in contrast to carbon monoxide, is highly endothermic. Thus, if gases with high reducibility, i.e. H. With a high hydrogen content to be used, large amounts of heat must be supplied from the outside to the reduction chamber in order to maintain the reaction temperature. As is known, the required amount of heat cannot be applied by heating the reducing gases and charging the furnace to the reduction temperature. Overheating of the reducing gases and charging is prohibited due to the sintering and sticking together of the ore pieces.
In order to still be able to take advantage of hydrogen-rich reducing gases, it has been proposed to add certain proportions of inert gases to the reducing gas - e.g. Nitrogen and / or carbon dioxide - to be added as a heat carrier.
However, this has the serious disadvantage that the reducibility of the gas is significantly reduced, and a considerable amount of gas not participating in the reduction has to be heated and circulated.
According to other proposals, heating was attempted by means of radiators fitted inside or outside the furnace wall. All efforts to heat large furnaces in the manner mentioned failed due to the insufficient thermal conductivity of the ore masses and furnace walls.
In addition, radiators in the interior of a shaft led to the formation of bridges and thus also to the oven feed getting caught.
In an effort to circumvent the disadvantages of indirect heating mentioned above, shaft-shaped reaction chambers with external induction coils were also proposed, in which the furnace feed should be heated by high-frequency alternating currents. In the case of large shaft cross sections, however, the induced currents only penetrate a fraction of their diameter into the ore bed, which means that uniform heating over the entire cross section is not possible for the reasons already mentioned. In further efforts to circumvent the disadvantages mentioned, it has also been proposed to provide the reduction shaft with rust-like electrodes at the top and bottom and to use the furnace feed as electrical resistance.
In order to obtain the required conductivity for the heating current, half of the sponge iron was returned to the raw ore task. Except for the economically not
portable procedure, irregular heating and thus caking of the furnace feed or furnace blockages have occurred due to the grate electrodes and the vertical current flow.
Commercial processes mainly use reducing gases with up to 48% hydrogen, in one case even up to 68%. In no practical application, however, additional heat is supplied to the reduction zone except with the hot reducing gas. This results in a relatively small zone with a high reaction temperature and thus only a short residence time at sufficiently high reduction temperatures. In spite of the up to 4- and sometimes even 8-fold gas throughput, only reduction capacities between 800 and 3000-5000 kg Fe per m3 reduction space are reported.
The present invention aims at eliminating the disadvantages mentioned and relates to a process for the continuous production of metal sponge, in particular sponge iron, by reducing the oxidic metal compounds in lump form in a shaft furnace by means of hydrogen-rich reducing gases.
The process is characterized in that the crude ore in a pre-reduction zone is reduced by the withdrawing hot reducing gases at least until an electrical conductivity sufficient for electrical resistance heating is reached, and that in a subsequent reduction zone the majority of the process heat is applied by hot reducing gas heated to the reduction temperature is, while the rest of the required amount of heat is supplied to the furnace feed by direct electrical resistance heating, and further that the hot metal sponge is cooled by supplying cool reducing gas, which together with the hot reducing gas forms the total reducing gas in the reduction zone.
The reduction in. Proved to be particularly advantageous
Shaft furnaces the use of sintered pellets of substantially spherical shape. Experiments in a laboratory shaft furnace at 9000C with hydrogen showed a degree of reduction of 95 wo after 60 minutes of reduction. Conversely, this results in the exceptionally high reduction performance of 23,000 kg / Fe / m3 and 24 hours. The experiments showed that the electrical resistance of initially several million ohmcm drops very quickly at first, then slowly and slowly to a few thousand ohmcm and at
Reduction to metallic iron surprisingly drops to a temperature-dependent value of a few tenths of an ohm cm. The electrical was for raw pellets
Resistance at a temperature of 900ob between 22004400 Ohmcm.
For reduced pellets it was between 1 and 2 ohmcm at room temperature and around 900OC
0.5 ohmcm.
Furthermore, experiments with a laboratory furnace, in which a pre-reduction zone of sufficient height was arranged above the heated reduction zone, when using a reduction gas consisting essentially of hydrogen, the surprising result was that the furnace charge was sufficiently heated and pre-reduced for resistance heating and the electrical conductivity was reduced only slightly reduced in the final reduction. In order to achieve technically reasonable current and voltage values for the shaft dimensions that are considered in practical terms, the furnace feed must be given the time required for it to be heated and pre-reduced.
This can advantageously be taken into account by arranging a pre-reduction zone above the reduction zone heated by resistance heating, the height of which is approximately 50% to 100% of the height of the subsequent reduction zone, and in which the hot reduction gases rising from the reduction zone contain the cold-filled, Heat slowly sinking furnace feed to the reduction temperature and reduce it beforehand. In order to achieve a pre-reduction up to at least the FeO stage in the case of iron ore, hydrogen-rich reducing gases are used according to the invention.
The invention further relates to a plant for performing the described method. The system is characterized by a shaft-like reduction furnace, which has a cooling zone with a metal sponge discharge device set up for the supply of cooling reducing gas in a lower part and a reduction zone in a central area, which flows the reducing gas out of the cooling zone and which also flows to a External source of hot reducing gas is connected, the shaft walls in the area of the reduction zone having electrodes for resistance heating of the ore mass with a current flow running transversely to the shaft axis, and further through an upper area serving for ore pre-reduction, which contains charge means for the raw ore and means for removing the top gases is equipped.
In a further embodiment of the invention, the reduction zone can expediently be provided with at least two pairs of flat, non-protruding electrodes made of a heat-resistant and electrically conductive active substance, which lie in different horizontal planes and are connected in pairs to separate direct or alternating current circuits with automatic voltage regulation and ensure the supply of a current of suitable strength. By choosing the number of electrode pairs or heating levels, it is up to you to adjust the height of the heated zone to the respective requirements. The electrode arrangement is preferably selected in such a way that the current paths are distributed uniformly over the entire shaft cross-section and ensure thorough heating of the furnace feed.
The shaft cross section can be of any shape, but is preferably made square.
Below the wall electrodes according to the invention heated to reduction temperature reducing gases with z. B. 70 and more percent hydrogen introduced in such amounts that, for example, 75-85% of the amount of heat required to carry out the endothermic reduction process are covered. The rest of the required amount of heat is applied according to the invention by the resistance heating of the furnace feed described above.
The fact that the major part of the amount of heat to be supplied is covered with hot reducing gases and the reduction zone is equipped with additional heaters divided into different horizontal levels, in which the feed is the radiator itself, it is possible to supply the required heat quickly and in an easily controllable amount. The introduction of a certain amount of heat or the maintenance of a certain reduction temperature takes place according to methods known per se with automatic control and regulating devices. So if the temperature in a certain zone exceeds the setpoint, the voltage and thus the current in the corresponding circuit will be reduced or increased if the temperature falls below the setpoint.
The tests also showed that sparks can be effectively prevented from being drawn between moving ore pieces when iron sponge is discharged if the heating currents of all circuits are switched off by control devices known per se before each discharge game and only slowly switched on again after the discharge process has ended.
If the iron sponge produced is to be removed cold from the reduction furnace, it has to be cooled to below its self-ignition temperature of around 100 ° C. This takes place according to the invention in that a cooling zone is arranged below the reduction zone and a cool reducing gas with at least 70, preferably up to 95%, hydrogen is allowed to flow through from the foot in countercurrent to the sinking metal sponge. By changing the gas composition of the hot and cooling gas, the hydrogen content of the total reduction gas can be adapted to the prevailing operating requirements.
The described method of operation enables a large part of the sensible heat of the reducing gases being drawn off and almost all of the heat content from the emerging metal sponge to be returned to the reduction zone with the greatest heat requirement and thus to be used for the reduction process. The fact that hydrogen-rich gases are used for the pre-reduction of the raw ore and the cooling of the metal sponge means that undesired carbon separation is excluded. To generate z. B. differently carburized metal sponge, the cooling gas in a known manner, for. B. be mixed with more or less methane.
The continuous operation of the reduction process is achieved, for example, by feeding the raw ore in batches at intervals of, for example, 10 minutes at the head of the reduction furnace using a gas-tight infeed device, and appropriately discharging the metal sponge at the foot of the reduction furnace via a gas-tight discharge device.
As mentioned, only about 1 / 2.5 to 1 / 3.5 of the reduced gas components react in a single gas circulation. The majority of the reduction agents, when mixed with the reduction products, remove water vapor and carbon dioxide as top gas from the shaft furnace unused. The excess, unused reduction gases can be processed according to methods known per se and returned to the process in the cycle. The reducing gases consumed during one cycle are replaced by a corresponding amount of fresh gas, which is produced by methods which are also known per se. However, if the blast furnace gas withdrawing from the reduction furnace is to be used partially or completely for other purposes, the circulating gas must be reduced accordingly or the gas cycle must be completely prevented and the supply of fresh gas increased accordingly.
Suitable for the process are natural ores in finely divided form, which do not disintegrate or cake during gas reduction, or also ore agglomerates of substantially spherical shape, such as, for example, produced by sintering. B.
Pellets.
An exemplary embodiment for the practical implementation of the method according to the invention is described in more detail below with reference to the attached schematic drawing.
Show it:
Figure 1 shows a plant with a reduction furnace of square shaft cross-section.
2 shows a cross section through the reduction zone along line I-I of FIG. 1st
The reduction furnace 1, preferably with a square shaft cross-section, consists of the unheated pre-reduction zone 2, the heated reduction zone 3 and the cooling zone 4 from top to bottom and is provided with heat-insulating masonry 5 and a gas-tight sheet metal jacket 6.
In the heated reduction zone 3, two opposing furnace walls 7 and 8 on different horizontal levels 9 and 10 are equipped with flat wall electrodes 11.
Their power connections 12 are electrically insulated from the gas-tight cover 14 with bushing 13. The wall electrodes
11 preferably cover as large a part of the wall width as possible and are connected separately for each heating level in a known manner to independently controllable direct or alternating current sources, not shown. Before preferably the wall electrodes can be made of heat-resistant
Semiconductor material, such as. B. sintered silicon carbide, best hen, so that a series resistor is created to protect against overflow on the furnace wall, the heat of which can be used for the process. The reduction furnace
1 is provided in the usual way with a gas-tight feed device 15 for feeding the raw ore, as well as a discharge device 16 and a gas-tight lock 17 for removing the metal sponge produced.
The ring line 18 serves to supply hot reducing gas into the lower part of the reduction zone 3. In the bottom funnel 19, cold reducing gas is supplied to the lower part of the cooling zone 4. The exhausting top gases leave the reduction furnace 1 via line 20.
With iron ore z. B. is the first time the
Reduction furnace 1 filled with cold iron ore via the entry device 15 and heated with the hot reduction gas supplied via ring line 18. The reducing gases flowing upwards in the furnace shaft heat up and reduce the furnace charge. After a sufficient reduction has been achieved in the reduction zone 3, the electrical resistance heating can be switched on. Due to the direct heating of the furnace contents, the reducing gases maintain their temperature until they enter pre-reduction zone 2 and also reduce the upper part of the furnace filling.
After heating up, the start-up of the entry device 15 as well as the discharge device 16 and the lock 17 and after introduction of the cooling gas via the bottom funnel 19 can proceed to the continuous production of the metal sponge in a manner known per se. If the reduction zone 3 is already filled with reduced ore during commissioning, the additional electrical heating can also be used from the start. The hot metal sponge slowly sinking down from the reduction zone 3 gives off its heat to the cooling gas flowing upwards and, depending on its quantity, can be cooled more or less - if necessary - completely.
By recovering the sensible heat of the metal sponge, the cooling gas heats up to the reduction temperature and, due to the high reducing power of the hydrogen, causes almost all of the remaining ore oxygen to be broken down.
Below the lower heating level 10, the cooling gas rising and heated from the cooling zone 4 unite with the hot reducing gas supplied from the ring line 18 and together on their way up reduce the sinking ore mass, which is additionally heated by the resistance heating. The heating currents of the individual electrode circuits depend on the quantity and temperature of the hot reducing gases and the heat required in the zone concerned. On their way up, the hot reducing gases reach pre-reduction zone 2. In this zone, they give off their heat to the sinking, cold filling at the top of the furnace shaft and gradually heat up to the reduction temperature.
The raw ore is, according to the invention, reduced to at least the FeO stage thanks to the high reducing power of the reducing gas consisting essentially of hydrogen and the extended dwell time. The blast furnace gas consisting mainly of hydrogen and carbon monoxide and the gaseous reduction products water vapor and carbon dioxide is passed via line 20 to the washing cooler 21, cooled to ambient temperature therein by known methods and thereby freed from water vapor and at the same time from solid impurities.
The smaller part of the recycle gas is processed via line 22 together with the raw hydrocarbon gas coming via line 23, for. B. natural gas, into the cracking furnace 25 heated by burner 24 and split therein with the steam introduced via line 26 according to known methods to hydrogen-rich hot reducing gases. The directly usable reducing gas of about 1000C, the hydrogen content of which is between about 60-75% depending on the mixing ratio of circulating gas and natural gas, is conducted via line 27 to gas mixer 28 and from there via line 29 to ring line 18.
The major part of the circulating gas flows via line 30 to the conversion system 31 and is converted there with the water vapor supplied via line 32 in a known manner into cold, up to 95% hydrogen cooling and reducing gas. The part required for cooling the metal sponge is led via line 33 to the bottom funnel 19. A second partial flow branched off via line 34, the amount of which depends on the selected circulation-natural gas mixing ratio, is via the
Heat exchanger 35 passed into the associated gas mixer 28 and is used to set the desired one
Gas temperature and the high hydrogen content according to the invention of over 70%.
In the event that the hot gas temperature in line 29 is too low, the partial current from line 34 is heated with burner 36 installed in heat exchanger 35. If desired, the burners 24 and 36 can be fed with recycle gas via lines 37 and 38. The lines 39 and 40 and 41 serve to supply the required combustion air. The flue gases are drawn off into the chimney 44 via the lines 42 and 43.
With the excess heat of the cracking furnace flue gases, the hydrocarbon raw gas is preheated in the heat recuperator 45 and the combustion air in the recuperator 46, and the steam for the cracking furnace 25 and the converter 31 is generated in the steam generator 47 in the usual and therefore not shown in detail.
The method described has great versatility and can therefore be adapted to a wide variety of local conditions. The invention is therefore not tied to the illustrated embodiment. Of course, hydrogen-rich reducing gases from fossil fuels or coal gasification plants heated with nuclear process heat can also be used, as can hydrogen. Likewise, the invention is not limited to the reduction of iron ores, but can also be used for the extraction of other metals, provided that their oxidic compounds can be reduced with reducing gases in the reduction furnace described.