WO2004101828A1 - Verfahren zum verwerten von schlacke - Google Patents

Verfahren zum verwerten von schlacke Download PDF

Info

Publication number
WO2004101828A1
WO2004101828A1 PCT/AT2004/000161 AT2004000161W WO2004101828A1 WO 2004101828 A1 WO2004101828 A1 WO 2004101828A1 AT 2004000161 W AT2004000161 W AT 2004000161W WO 2004101828 A1 WO2004101828 A1 WO 2004101828A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
slag
iron
carbon
longer period
over
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Ceased
Application number
PCT/AT2004/000161
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Alexander Fleischanderl
Udo Gennari
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Primetals Technologies Austria GmbH
Original Assignee
Voest Alpine Industrienlagenbau GmbH
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Voest Alpine Industrienlagenbau GmbH filed Critical Voest Alpine Industrienlagenbau GmbH
Priority to AU2004238885A priority Critical patent/AU2004238885B2/en
Priority to BRPI0410420-0B1A priority patent/BRPI0410420B1/pt
Priority to KR20057021859A priority patent/KR101140056B1/ko
Priority to ES04731853T priority patent/ES2763388T3/es
Priority to EP04731853.0A priority patent/EP1627084B1/de
Priority to CA 2525926 priority patent/CA2525926A1/en
Priority to JP2006529419A priority patent/JP2006528732A/ja
Publication of WO2004101828A1 publication Critical patent/WO2004101828A1/de
Priority to US11/280,679 priority patent/US7597736B2/en
Anticipated expiration legal-status Critical
Ceased legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B3/00—General features in the manufacture of pig-iron
    • C21B3/04—Recovery of by-products, e.g. slag
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/56—Manufacture of steel by other methods
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B11/00—Making pig-iron other than in blast furnaces
    • C21B11/10—Making pig-iron other than in blast furnaces in electric furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/12—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in electric furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B3/00—General features in the manufacture of pig-iron
    • C21B3/04—Recovery of by-products, e.g. slag
    • C21B3/06—Treatment of liquid slag
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00—General methods of reducing to metals
    • C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/10—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/04—Working-up slag
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B2400/00—Treatment of slags originating from iron or steel processes
    • C21B2400/02—Physical or chemical treatment of slags
    • C21B2400/022—Methods of cooling or quenching molten slag
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C2300/00—Process aspects
    • C21C2300/02—Foam creation
    • 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
    • Y02P10/20—Recycling
    • 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
    • Y02W—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES RELATED TO WASTEWATER TREATMENT OR WASTE MANAGEMENT
    • Y02W30/00—Technologies for solid waste management
    • Y02W30/50—Reuse, recycling or recovery technologies

Definitions

  • the invention relates to a process for recycling slag originating in the iron and steel industry and containing oxidic iron particles with the addition of a reducing agent and reduction of oxidic iron particles in the slag and any other metal oxides present with this reducing agent, and to a plant for carrying out the process.
  • Processes for processing slags from the iron and steel industry have the aim of forming environmentally compatible slags which are particularly economically usable, for example as raw material for the production of cement clinker substitutes.
  • Liquid slags containing iron oxide e.g. Steelworks slag
  • iron oxide carriers e.g. Iron ores, basic weak ores, mill tinder or steel dust and lime are mixed and the ferrite slag formed is reduced in a reduction reactor with the formation of an iron bath and a sintering phase with the combustion of carbon, or hot air is blown in.
  • a disadvantage of these known methods is the high amount of exhaust gas and the high dust loss that results from blowing in the residues and coal from below through the bath.
  • the heat loss which is caused by the endothermic reduction process when reducing the iron oxide particles of the slag
  • the heat loss is compensated for chemically or by hot wind, chemically by burning carbon.
  • These measures cause high turbulence and thus also high carbon losses due to the higher dust content and the higher amount of exhaust gas.
  • Chemical heating by burning carbon affects the chemical equilibria and thus the process flow when treating the slag.
  • the high CO 2 emissions that are inevitably generated are an economic disadvantage in view of the upcoming CO levies and do not correspond to the trend towards sustainable processes.
  • the slag is recycled in converters or stationary reduction reactors of complex design, so that high investment costs are required.
  • Another disadvantage of the known methods is that the operation takes place discontinuously, ie the slag to be treated is charged, treated and then poured or tapped. This means violent for each batch of slag Reactions associated with a substantial change in the chemical compositions of the phases in the reactor vessel, which in turn results in a high load on the refractory lining of the reaction vessels, that is to say the converters or stationary reduction reactors. This high load is further exacerbated by the chemical heating mentioned above.
  • the invention aims at avoiding these disadvantages and difficulties and has as its object to create a method of the type mentioned at the outset and a system for carrying out the method, which can be achieved with simple means, ie only low investment costs should be required. Furthermore, dust losses should be avoided as far as possible and only minor maintenance and repair work should be carried out, ie the chemical composition of the phases in the reactor vessel should change continuously and only slightly overall due to the charging of slags and the blowing in of dusts. Another important aspect can be seen in the fact that the heat consumption that takes place during the endothermic reduction is compensated for by a heat supply that does not change the chemical equilibria, so that the processing of the slag can take place unaffected by the heat input, ie the energy supply.
  • This type of heat supply should also result in a lower CO 2 emission than the described prior art in order to be able to use the advantages of a CO 2 saving in the future CO 2 tax.
  • the reduced amount of exhaust gas compared to the prior art also leads to lower dust emissions and thus more efficient use of the materials introduced.
  • the charging of the liquid slag results from the adjustment to the batch times of the steel plant converters (e.g. LD converter or AOD converter at stainless steel works) and the quantities of liquid slag produced in the process.
  • the size of the aggregate and the charging speed are coordinated so that the amount of slag (s) accumulating in the steelwork converter (s) can (can) be treated in the reduction reactor according to the invention between the tapping operations.
  • the quantities of slag from two or more converter batches can also be collected and then continuously charged into the reduction reactor.
  • the electrical heating of the continuously increasing amount of slag and the residual iron melt as well as the newly formed iron melt also guarantees "quasi-continuity" over a longer period of time.
  • the chemical reactions are not influenced by the heating process. This has the advantage that the chemical Reactions are easier to understand and easier to control, which has an advantageous effect on the quality of the products applied, i.e. the processed slag and the processed iron melt.
  • Another significant advantage is obtained by blowing the carbon-containing reducing agent directly into the molten iron or into an area near the interface between slag and molten iron, because this inevitably leads to the dissolution of almost all of the injected carbon in the molten iron and, due to the rising blowing gas, to a mixture of molten iron and slag and thus to an optimal direct reduction.
  • the direct contact of the carbon-containing metal droplets with the metal oxide-containing slag plays an important role, namely because of the large phase interface formed here, which is available for the reduction.
  • Residues in particular metallurgical residues, such as scrap yard residues, dusts containing iron oxide and sludges from gas cleaning processes, scale, etc., can preferably also be removed with gas, preferably with inert gas, by means of a lance into an area near the interface between slag and iron melt or directly into the iron melt, Blow in slowly and continuously over a long period of time, mixing molten iron and slag.
  • gas preferably with inert gas
  • auxiliary materials such as bauxite, advantageously residues from bauxite extraction such as Red mud and / or fine lime and / or silicon carrier, advantageously Si-containing residues such as fly ash, kettle ash or used foundry sands, which are also by means of gas, preferably with inert gas, by means of a lance in an area near the interface between slag and iron melt or directly into the iron melt be blown in slowly and continuously over a longer period of time, each time mixing molten iron and slag.
  • auxiliary materials such as bauxite, advantageously residues from bauxite extraction such as Red mud and / or fine lime and / or silicon carrier, advantageously Si-containing residues such as fly ash, kettle ash or used foundry sands, which are also by means of gas, preferably with inert gas, by means of a lance in an area near the interface between slag and iron melt or directly into the iron melt be blown in slowly and continuously over a longer
  • the residues and / or auxiliary substances are blown into the reactor vessel at a different height than the reducing agent, preferably above the blowing in of the reducing agents, for example directly into the region of the boundary layer between the iron melt and above it forming foam slag.
  • the blowing in of a carbon-containing reducing agent and / or of residual materials and / or of auxiliary substances takes place obliquely against the interface of the iron melt in the reactor vessel and the slag located above it.
  • a carbon-containing reducing agent is blown in only until the carbon saturation limit in the iron melt is reached.
  • the introduction of an oxygen-containing gas or oxygen into the slag is expediently carried out in the upper half, advantageously in the top third of the height of the slag.
  • blowing in of the auxiliaries and / or residues in particular takes place in a height range on both sides of the interface between slag and molten iron, which is preferably above a maximum of 25% of the total height of the slag or an equal height range in the molten iron a maximum of 10% of the total height of the slag or, as a mirror image, in the molten iron.
  • these are expediently blown in through the side outlet openings of the lance in a roughly horizontal direction or slightly obliquely against the idealized flat interface.
  • Electrical heating is preferably carried out by means of an arc and / or resistance heating if the burning of an arc is not possible owing to the foam slag that forms.
  • the slag is preferably at least partially charged in liquid form.
  • reducing agents stronger than carbon such as aluminum, ferrosilicon, calcium carbide, etc., are used. preferably in the final phase of the reduction before spreading the processed slag.
  • a foam slag with the greatest possible height should be formed, making use of the height of the reduction reactor vessel which is therefore chosen to be greater. For this reason, the height of the slag is advantageously measured and corrective action is taken if the maximum permissible height is exceeded and the slag height falls below a limit value.
  • Sedimentation of metal droplets from the slag is preferably waited for after introducing residues and / or auxiliary substances and / or reducing agents and before discharging the processed slag.
  • the treatment of the slag in the reactor vessel is expediently carried out at a lower temperature than granulation of the processed slag.
  • a tiltable pan reactor the interior of which exceeds the maximum diameter
  • Gas preferably inert gas, supplying floor nozzles and / or floor purging stones,
  • a slowly tiltable slag loading device for liquid slag is provided, the speed of the tipping being matched to the batch sequence times of the primary technical units, especially the converters (usually LD converters) or AOD converter in the case of stainless steel plants) resulting liquid slag.
  • a separate charging device has proven to be useful for introducing solidified slag; this is preferably designed as a vibrating trough or as a chute or as a combination of a vibrating trough / chute.
  • the ladle reactor is advantageously equipped with at least one lance which can be introduced from above for blowing in residual materials and / or auxiliary materials.
  • the reactor vessel is equipped with an opening that makes this possible.
  • This opening is located in the cover of the reactor vessel, which advantageously also serves to maintain a negative pressure for the extraction of exhaust gases.
  • a preferred embodiment is characterized in that the lance has at least one outlet opening for the reducing agent and at least one outlet opening arranged at a higher level for residues and / or auxiliaries.
  • FIG. 2 illustrates a reactor vessel according to the invention in a side view
  • FIG. 3 in a top view
  • Fig. 4 shows the reactor vessel in section during use.
  • slag 1 designates a steelworks converter, from which on the one hand the slag 2, in the case shown LD slag, is poured into a slag pan 3 and on the other hand steel 4 is discharged. From this slag pan 3, the slag 2 reaches a tilting stand 6 by means of a transport pan 5, which allows the liquid slag 2 to be processed to flow slowly and continuously into an upright, tiltable pan reactor 7 by tilting the transport pan 5.
  • the slag 2 is preferably charged in liquid form for those slags for which this is logistically possible and sensible. This is e.g. with converter slag (LD slag for carbon steel or AOD slag for stainless steel) possible.
  • converter slag LD slag for carbon steel or AOD slag for stainless steel
  • the reason for this preferred charging form is the energy advantage due to the high heat content of the liquid slag 2 with a correspondingly lower energy requirement for heating and reducing the metal oxides.
  • the tiltable ladle reactor 7 has a height 9 that exceeds the largest inner diameter 8. It is equipped with an electrode heater 10 and one or more lances 11, which can be inserted from above, for injecting inert materials, such as reducing agents, auxiliaries and / or residues and / or ores, supplied from storage containers 12, and with a device 13 for sampling , These lances 11 are preferably provided at their lower ends with laterally arranged outlet openings for the substances to be introduced.
  • purging nozzles 14 are provided for introducing an inert gas, such as nitrogen.
  • a lance 15 is used to blow in oxygen. This only extends to the upper part of the interior, i.e. into the foam slag that forms.
  • the ladle reactor 7 is tilted and the processed slag 16 is emptied into a transport pan 18 and then brought to a granulation device 19 '. If molten iron 17 is discharged, this also takes place by tilting the ladle reactor 7 after the discharge of slag 16, which is brought to a ladle treatment station 20 and then to the converter 1 by means of a transport ladle 19, if necessary.
  • the electrodes 10 pass through a lid 21 of the ladle reactor 7 serving for exhaust gas extraction, whereas the oxygen-supplying lance 15 next to the opening 23 provided in the lid 21 and connected to a suction line 22, the with a burner 23 'is provided.
  • a conveying device shown schematically in FIG. 1, for example a vibrating trough 24, is used to introduce solidified slag, by means of which the solid, slag-like slag is used can also be introduced into the ladle reactor 7 over a longer period, preferably over the period between two pouring operations.
  • Fig. 4 illustrates the processes inside the ladle reactor 7.
  • This has a residual melt 25 of iron (pig iron), which is supplemented with newly formed iron melt.
  • Slag 2 ' is in the foam-like state above the iron melt 25.
  • a lance 11 extends deep into the interior of the ladle reactor 7 and has a lateral outlet opening 28 at the lower end for the introduction of reducing agent 29.
  • This end of the lance 11, which is designed as a dual-port lance is advanced into the iron melt 25.
  • the lance 11 has a further lateral outlet opening 30 for introducing auxiliary substances and / or residual substances 27 and, if appropriate, ores.
  • the introduction of solid slag 2 is also illustrated in this figure.
  • the oxygen-supplying lance 15 projects into the upper region of the foam slag 2 ′ and afterburns the CO that forms when the slag is reduced.
  • an oxidative zone 32 is formed above a reductive zone 31.
  • Inert gas to accelerate the reaction preferably nitrogen, is blown in via the flushing nozzles 14 used in the bottom of the ladle reactor 7.
  • a device for measuring the foam slag height is provided, which can be accomplished by means of a camera, laser or ultrasound.
  • slag and residues are typical specific amounts, such as those used in the production of 1 ton of liquid steel (LS), carbon steel, e.g. Structural steel, acc. To the LD process.
  • LS liquid steel
  • carbon steel e.g. Structural steel
  • the necessary energy (90 kWh / 1 LS) for heating the slag 2, 2 "and the compensation of the heat losses, but also for the endothermic, direct reduction of the metal oxides (especially iron oxide) by means of dissolved carbon, is electrically via three electrodes 10 brought in.
  • the residues 27 that typically occur in carbon steel plant operations i.e. 17 kg / t LS LD dust, 15 kg / t LS blast furnace dust and 5 kg / t LS tinder with N 2 , are blown in via blowing lances 11 (compositions in table 1). These iron oxide-containing residues are blown in in the vicinity of the boundary layer 26 between molten iron 25 / slag 2 in order to enlarge the surface of this boundary layer.
  • the reduction takes place at a temperature of 1420 ° C. In this temperature range, a foam slag 2 'is formed due to the CO formed during the reduction.
  • the large contact area of the metal oxides with the specifically dispersed metal droplets results in an efficient direct reduction by the carbon dissolved in the metal droplets.
  • a partial afterburning of the CO produced during the reduction is carried out by O 2 . 4 kg / t LS O 2 are injected into the upper third of the foam slag 2 'via O 2 lances 15 and oxidize 25% of the CO to CO 2 .
  • This relatively low degree of post-combustion is easy to control and results in an efficient heat transfer of the energy released back into the foam slag 2 'and into the molten metal 25.
  • the O 2 is blown in such a way that this oxidation zone 32 is mixed with the reduction zone 31 in which the Reduction of the metal oxide particles takes place, is largely avoided.
  • the dust content is very low due to the deep blowing in of the coal and due to the filtering effect of the foam slag 2 'with 1 kg / t LS, which is an advantage in the application and avoidance of filter dust.
  • the temperature is then increased to 1450 ° C., on the one hand to obtain the temperature required for the subsequent granulation of the processed slag 16 and on the other hand to promote the settling of the dispersed metal droplets from the foam slag by the reduced viscosity. For this purpose, a waiting time of 5 minutes is observed.
  • the slag is then emptied into a transport pan 18 except for a residual amount by tilting the reactor vessel 7.
  • the contents of the transport pan 18 are charged into a dry granulator 19.
  • the granulation with rapid and therefore glass-like solidification takes place by dividing the slag jet on a rotary plate into fine droplets and rapid cooling of the fine droplets in the air stream.
  • the metal bath 25 together with the 54 kg / t LS metal obtained from the reduction is not tapped after each slag treatment in the ladle reactor 7, but remains in it until there is no sufficient freeboard for the foam slag 2 ' more is given. This is typically the case after five treatments, but can be varied if necessary via the geometry of the ladle reactor 7.
  • pan reactor 7 is brought back into the treatment position and the next batch of LD slag 2 is again added slowly and continuously.
  • the other process steps are also repeated according to the above scheme.
  • the metal bath 25 is tapped to a metal sump at least 0.6 m high and subjected to a De-P treatment. Thereafter, it either serves to increase the amount of pig iron available in an integrated steelworks and thus to increase production, or to save raw materials, energy and CO 2 production in the primary aggregates of the coking plant and blast furnace.
  • slag and dusts are typical specific amounts, such as those that are produced in the production of 1 ton of liquid stainless steel.
  • the residues 27 typically obtained during the operation of the stainless steel mill i.e. high-Cr and Ni-containing 36 kg / t LS rust-free dust, blown in via blowing lances 11 (composition also in Table 1).
  • the blowing takes place in the vicinity of the boundary layer 26 between the metal bath 25 / foam slag 2 ′ in order to enlarge the surface of this boundary layer 26.
  • an additional 70 kg / t LS fly ash is blown in as a SiO 2 supplier.
  • a fly ash with a relatively high carbon content is advantageously used.
  • the reduction is initially carried out with carbon at a temperature of 1430 ° C. In this temperature range, a foam slag 2 'is formed due to the CO formed during the reduction.
  • the large contact area of the metal oxides with the specifically dispersed metal droplets results in an efficient direct reduction by the carbon dissolved in the metal droplets.
  • the dust content is very low due to the deep blowing in of the coal and due to the filtering effect of the foam slag 2 'with 1.2 kg / t LS, which is an advantage in the application and avoidance of filter dust.
  • the temperature is then increased to 1460 ° C., on the one hand to obtain the temperature required for the subsequent granulation of the processed slag 16 and, on the other hand, to promote the settling of the dispersed metal droplets from the foam slag 2 'by the reduced viscosity. For this purpose, a waiting time of 5 minutes is observed.
  • the slag is then emptied into a transport pan 18 except for a residual amount by tilting the pan reactor 7.
  • the contents of the transport pan 18 are charged into a dry granulator 19.
  • Granulation with rapid and therefore glass-like solidification is done by dividing the slag jet on a rotary plate into fine droplets and rapid cooling of the fine droplets in the air stream.
  • the metal bath 25 together with the 50 kg / t LS metal obtained from the reduction is not tapped after each slag treatment in the ladle reactor 7, but remains in it until there is no longer sufficient freeboard for the foam slag 2 ' , This is typically the case after five treatments, but can be varied if necessary via the geometry of the ladle reactor 7.
  • the ladle reactor is then brought back into the treatment position and the next batch of LD slag 2 is again added slowly and continuously.
  • the other process steps are also repeated according to the above scheme.
  • the metal bath 25 is also tapped to a metal sump of at least 0.6 m in height and, if necessary, subjected to a De-P treatment. Thereafter, it is used either to increase the amount of pig iron available in an integrated steelworks and thus to increase production or to save raw materials, energy and CO 2 production in the primary aggregates of the coking plant and blast furnace.
  • a great advantage of the method according to the invention is the possibility of carrying out a targeted fine adjustment of the slag produced by blowing in various residues and, if necessary, auxiliaries as well.
  • the requirements of the various feed materials are preferably calculated in a process model and the corresponding quantities are injected via the control of the parameters of the blowing system.
  • a check is carried out by sampling from slag and metal bath.
  • the temperature can be determined on the one hand by means of an automated temperature lance (immersion thermocouple). On the other hand, the temperature in between can be checked using a pyrometer, preferably continuously.

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Curing Cements, Concrete, And Artificial Stone (AREA)
  • Processing Of Solid Wastes (AREA)
  • Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
  • Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
  • Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
  • Vertical, Hearth, Or Arc Furnaces (AREA)
  • Furnace Details (AREA)
  • Manufacture Of Iron (AREA)

Abstract

Bei einem Verfahren zum Verwerten von aus der Eisenhüttenindustrie stammender und oxidische Eisenteilchen enthaltender Schlacke (2, 2") erfolgt eine Zugabe eines Reduktionsmittels (29) und Reduktion oxidischer Eisenteilchen der Schlacke (2, 2") sowie gegebenenfalls vorhandener anderer Metalloxide mit diesem Reduktionsmittel (29). Um eine effiziente Schlackenreduktion unter geringem Energieaufwand und mit geringen Investitionen zu erreichen, wird das Verfahren wie folgt durchgeführt: Chargieren der Schlacke (2, 2") in ein Reaktorgefäss (7) auf eine Rest-Eisenschmelze (25), die gelösten Kohlenstoff enthält, langsam und kontinuierlich über einen längeren Zeitraum, elektrisches Aufheizen der Schlacke (2) und der Rest-Eisenschmelze sowie sich neu bildender Eisenschmelze (17) über einen längeren Zeitraum, Einblasen eines kohlenstoffhältigen Reduktionsmittels (29) mit Inertgas über einen längeren Zeitraum mittels einer Lanze (11) in einen Bereich nahe der Grenzfläche (26) zwischen Schlacke (2) und Eisenschmelze (25) oder direkt in die Eisenschmelze (25), Lösen des Kohlenstoffes des Reduktionsmittels (29) in der Eisenschmelze (25) und Reduktion von oxidischen Eisenteilchen der Schlacke (2) unter Bildung von metallischem Eisen und CO über einen längeren Zeitraum, Bildung einer Schaumschlacke (2') durch das entstehende CO über einen längeren Zeitraum, Einbringen eines sauerstoffhältigen Gases oder von Sauerstoff in die Schaumschlacke (2') und Nachverbrennung von CO zu CO2 über einen längeren Zeitraum, Bodenspülung des Reaktorgefässes (7) mit Inertgas über einen längeren Zeitraum, Ausbringen der aufbereiteten Schlacke (16) und gegebenenfalls nachfolgend Ausbringen von Eisenschmelze (17) unter Befassung einer gelösten Kohlenstoff enthaltenden Rest-Eisenschmelze (25) im Reaktorgefäss (7).

Description

Verfahren zum Verwerten von Schlacke
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zum Verwerten von aus der Eisenhüttenindustrie stammender und oxidische Eisenteilchen enthaltender Schlacke unter Zugabe eines Reduktionsmittels und Reduktion oxidischer Eisenteilchen der Schlacke sowie gegebenenfalls vorhandener anderer Metalloxide mit diesem Reduktionsmittel sowie eine Anlage zur Durchführung des Verfahrens.
Verfahren zum Aufbereiten von Schlacken aus der Eisenhüttenindustrie haben das Ziel, umweltverträgliche Schlacken zu bilden, die insbesondere wirtschaftlich verwertbar sind, beispielsweise als Rohmaterial für die Herstellung von Zementklinkerersatz eingesetzt werden können.
Verfahren dieser Art sind beispielsweise aus der WO 96/24696 oder der WO 97/46717 bekannt. Hierbei werden eisenoxidhältige, flüssige Schlacken, wie z.B. Stahlwerkschlacke, mit Eisenoxidträgern, wie z.B. Eisenerzen, basischen Schwacherzen, Walzwerkszunder oder Hüttenstäuben und Kalk vermischt und die gebildete Ferritschlacke in einem Reduktionsreaktor unter Ausbildung eines Eisenbades und einer Sinterphase unter Verbrennung von Kohlenstoff reduziert, bzw. wird Heißluft eingeblasen.
Nachteilig bei diesen bekannten Verfahren ist die hohe Abgasmenge und der hohe Staubverlust, der sich beim Einblasen der Reststoffe und der Kohle von unten durch das Bad ergibt. Darüber hinaus ist nachteilig, dass der Wärmeverlust, der durch den endothermen Reduktionsvorgang beim Reduzieren der Eisenoxidteilchen der Schlacke bedingt ist, chemisch oder durch Heißwind wettgemacht wird, und zwar chemisch durch Verbrennen von Kohlenstoff. Diese Maßnahmen verursachen hohe Turbulenzen und damit auch hohe Kohlenstoffverluste aufgrund des höheren Staubgehaltes und der höheren Abgasmenge. Das chemische Aufheizen durch Verbrennung von Kohlenstoff beeinflusst die chemischen Gleichgewichte und damit den Verfahrensablauf beim Behandeln der Schlacke. Die dabei unvermeidlich entstehenden hohen CO2-Emissionen sind angesichts der demnächst fällig werdenden CO - Abgaben ein wirtschaftlicher Nachteil und entsprechen nicht dem Trend zu nachhaltigen Prozessen. Zudem erfolgt die Schlackenverwertung in Konvertern oder ortsfesten Reduktionsreaktoren aufwendiger Bauart, sodass hohe Investitionskosten erforderlich sind.
Ein weiterer Nachteil der bekannten Verfahren ist darin zu sehen, dass der Betrieb diskontinuierlich erfolgt, d.h. es wird zu behandelnde Schlacke chargiert, fertig behandelt und sodann abgegossen bzw. abgestochen. Dies bedingt für jede Schlackencharge heftige Reaktionen verbunden mit einer wesentlichen Änderung der chemischen Zusammensetzungen der im Reaktorgefäß befindlichen Phasen, was wiederum eine hohe Belastung der feuerfesten Auskleidung der Reaktionsgefäße, also der Konverter oder ortsfesten Reduktionsreaktoren, bedingt. Diese hohe Belastung ist zusätzlich noch verstärkt durch das oben erwähnte chemische Heizen.
Die Erfindung bezweckt die Vermeidung dieser Nachteile und Schwierigkeiten und stellt sich die Aufgabe, ein Verfahren der eingangs erwähnten Art und eine Anlage zur Durchfuhrung des Verfahrens zu schaffen, welche mit einfachen Mitteln das Auslangen finden, d.h. es sollen nur geringe Investitionskosten erforderlich sein. Weiters sollen Staubverluste möglichst vermieden werden und nur geringe Wartungs- und Reparaturarbeiten anfallen, d.h. es soll sich die chemische Zusammensetzung der im Reaktorgefäß befindlichen Phasen durch die Chargierung von Schlacken und Einblasung von Stäuben stetig und insgesamt nur geringfügig ändern. Ein weiterer wesentlicher Aspekt ist darin zu sehen, dass der bei der endothermen Reduktion stattfindende Wärmeverbrauch durch eine Wärmezufuhr ausgeglichen wird, die keine Änderung der chemischen Gleichgewichte bewirkt, sodass die Aufbereitung der Schlacke unbeeinflusst vom Wärmeeinbringen, d.h. der Energiezufuhr, stattfinden kann. Diese Art der Wäπnezufuhr soll auch eine geringere CO2-Emission bewirken als der beschriebene Stand der Technik, um die Vorteile einer CO2-Einsparung bei der künftig fälligen CO2-Steuer nutzen zu können. Die gegenüber dem Stand der Technik verringerte Abgasmenge führt auch zu geringerer Staubemission und damit effizienterer Nutzung der eingebrachten Materialien.
Diese Aufgabe wird erfindungsgemäß durch die Kombination folgender Merkmale gelöst:
- Chargieren der Schlacke in ein Reaktorgefäß, vorzugsweise in einen kippbaren Pfannenreaktor, auf eine Rest-Eisenschmelze, die gelösten Kohlenstoff enthält, langsam und kontinuierlich über einen längeren Zeitraum,
- elektrisches Aufheizen der Schlacke und der Rest-Eisenschmelze sowie sich neu bildender Eisenschmelze über einen längeren Zeitraum,
- Einblasen eines kohlenstoffhaltigen Reduktionsmittels mit Gas, vorzugsweise mit Inertgas, über einen längeren Zeitraum mittels einer Lanze in einen Bereich nahe der Grenzfläche zwischen Schlacke und Eisenschmelze oder direkt in die Eisenschmelze, und zwar unter Lösen von Kohlenstoff in der Eisenschmelze und unter Vermischen von Eisenschmelze und Schlacke,
- Lösen des Kohlenstoffes des Reduktionsmittels in der, Eisenschmelze und
- Reduktion von oxidischen Eisenteilchen der Schlacke unter Bildung von metallischem Eisen und CO über einen längeren Zeitraum, - Bildung einer Schaumschlacke durch das entstehende CO über einen längeren Zeitraum,
- Einbringen eines sauerstoffhältigen Gases oder von Sauerstoff in die Schaumschlacke und Nachverbrennung von CO zu CO2 über einen längeren Zeitraum,
- Bodenspülung des Reaktorgefäßes mit Inertgas über einen längeren Zeitraum, Ausbringen der aufbereiteten Schlacke und gegebenenfalls
- nachfolgend Ausbringen von Eisenschmelze unter Belassung einer gelösten Kohlenstoff enthaltenden Rest-Eisenschmelze im Reaktorgefäß.
Das Chargieren der flüssigen Schlacke ergibt sich aus der Anpassung an die Chargenzeiten der Stahlwerkskonverter (z.B. LD-Konverter oder AOD-Konverter bei Rostfrei-Stahlwerk) und der dabei produzierten Mengen flüssiger Schlacke. Die Aggregatgröße und Chargiergeschwindigkeit sind so abgestimmt, dass die in dem(den) Stahlwerkskonverter(n) anfallende^) Schlackenmenge(n) in dem Zeitraum zwischen den Abstichen im erfindungsgemäßen Reduktionsreaktor behandelt werden kann (können). Dabei können auch die Schlackenmengen aus zwei oder mehr Konverterchargen gesammelt und dann kontinuierlich in den Reduktionsreaktor chargiert werden.
Infolge des Einbringens der Schlacke langsam und kontinuierlich über einen längeren Zeitraum gelangen je Zeiteinheit und bezogen auf die bereits vorliegende Menge relativ geringe Mengen an aufzubereitender Schlacke in das Reaktorgefäß, sodass sich die chemische Zusammensetzung der im Reaktorgefäß befindlichen Phasen nur gering ändert. Damit ist ein sozusagen „Quasi-kontinuierlicher" Betrieb gewährleistet, d.h. eine kontinuierliche Umsetzung der eingesetzten Stoffe, auch wenn das Ausbringen der aufbereiteten Schlacke diskontinuierlich stets spätestens dann erfolgt, wenn das maximale Fassungsvermögen des Reaktorgefäßes erreicht wird.
Durch das elektrische Aufheizen der kontinuierlich anwachsenden Schlackemnenge und der Resteisenschmelze sowie der sich neu bildenden Eisenschmelze über einen längeren Zeitraum ist ebenfalls eine „Quasi-Kontinuität" gewährleistet. Zudem werden die chemischen Reaktionen durch den Aufheizvorgang nicht beeinflusst. Dies bringt den Vorteil, dass die chemischen Reaktionen leichter überschaubar und leichter steuerbar sind, was sich auf die Qualität der ausgebrachten Produkte, also der aufbereiteten Schlacke und der aufbereiteten Eisenschmelze, vorteilhaft auswirkt.
Ein weiterer wesentlicher Vorteil ergibt sich durch das Einblasen des kohlenstoffhaltigen Reduktionsmittels direkt in die Eisenschmelze bzw. in einen Bereich nahe der Grenzfläche zwischen Schlacke und Eisenschmelze, denn es kommt hierbei unweigerlich zu einem Lösen nahezu des gesamten eingeblasenen Kohlenstoffs in der Eisenschmelze und durch das aufsteigende Blasegas zu einem Vermischen von Eisenschmelze und Schlacke und somit zu einer optimal ablaufenden direkten Reduktion. Hierbei spielt der direkte Kontakt der kohlenstoffhaltigen Metalltröpfchen mit der metalloxidhältigen Schlacke eine wesentliche Rolle, und zwar durch die hierbei gebildete große, für die Reduktion zur Verfügung stehende Phasengrenzfläche. Es kommt zur direkten Reduktion der reduzierbaren Metalloxide der Schlacke mit dem in der Metallschmelze gelösten Kohlenstoff.
Das Einbringen der Reduktionsmittel mit Hilfe einer Lanze ist ebenfalls von Bedeutung, zumal hierdurch eine optimale Regulationsmöglichkeit (Einstellung einer bestimmten Höhe) für den Prozess gegeben ist, und zwar im Unterschied zu Bodendüsen, denn diese würden die zugegebenen Mittel hinaufblasen, wodurch ein beträchtlicher Abgang dieser Mittel durch sogenanntes Durchblasen mit dem Einblasegas in den Abgasstrom und damit ein großer Staubanfall gegeben wäre. Auch wird durch Lanzen eine längere Verweilzeit der Reduktionsmittel im Metallbad und dadurch eine effizientere Lösung des Kohlenstoffs aus dem Reduktionsmittel im Metallbad erzielt.
Vorzugsweise lassen sich auch Reststoffe, insbesonders Hüttenreststoffe, wie Schrottplatzrückstände, eisenoxidhaltige Stäube und Schlämme aus Gasreinigungsprozessen, Zunder, etc., mit Gas, vorzugsweise mit Inertgas, mittels einer Lanze in einen Bereich nahe der Grenzfläche zwischen Schlacke und Eisenschmelze oder direkt in die Eisenschmelze, und zwar unter Vermischen von Eisenschmelze und Schlacke, langsam und kontinuierlich über einen längeren Zeitraum einblasen.
Dies gilt auch für das Einblasen von Hilfsstoffen, wie Bauxit, vorteilhaft Reststoffe der Bauxitgewinnung wie z.B. Rotschlamm und/oder Feinkalk und/oder Siliziumträger, vorteilhaft Si-hältige Reststoffe wie Flugaschen, Kesselaschen oder gebrauchte Gießereisande, die ebenfalls mittels Gas, vorzugsweise mit Inertgas, mittels einer Lanze in einen Bereich nahe der Grenzfläche zwischen Schlacke und Eisenschmelze oder direkt in die Eisenschmelze, und zwar jeweils unter Vermischen von Eisenschmelze und Schlacke, langsam und kontinuierlich über einen längeren Zeitraum eingeblasen werden.
Für die Behandlung der Schlacke kann es von Vorteil sein, wenn die Reststoffe und/oder Hilfsstoffe in einer anderen Höhe als das Reduktionsmittel in das Reaktorgefäß eingeblasen werden, vorzugsweise oberhalb des Einblasens der Reduktionsmittel, beispielsweise direkt in den Bereich der Grenzschicht zwischen Eisenschmelze und darüber sich bildender Schaumschlacke. Gemäß einer bevorzugten Ausführungsform erfolgt das Einblasen eines kohlenstoffhaltigen Reduktionsmittels und/oder von Reststoffen und/oder von Hilfsstoffen schräg gegen die Grenzfläche der im Reaktorgefäß befindlichen Eisenschmelze und der darüber befindlichen Schlacke.
Für das erfindungsgemäße Verfahren ist es optimal, wenn die über einen längeren Zeitraum durchzuführenden Verfahrensschritte im wesentlichen von einem Ausbringen von Schlacke sowie gegebenenfalls Eisenschmelze bis zum nachfolgenden Ausbringen von Schlacke und damit im wesentlichen zeitgleich durchgeführt werden.
Da der Anteil an mineralischen Materialien in den zu verarbeitenden Hüttenwerksreststoffen, vor allem Schlacken und Stäuben, höher ist als jener der reduzierbaren Metalloxide, ergibt sich eine Produktion von aufbereiteter Schlacke in wesentlich größerem Ausmaß als die Produktion aufbereiteter Eisenschmelze, sodass mehrmals hintereinander Schlacke ausgebracht und dann erst Eisenschmelze abgegossen wird. Erfolgen die über einen längeren Zeitraum durchzuführenden Verfahrenschritte jeweils über den Zeitraum zwischen zwei hintereinanderfolgenden Ausbringungen von Schlacke, gegebenenfalls nach dem Ausbringen von Eisenschmelze und nachfolgend von Schlacke, so können die aufzubereitenden Reststoffe, also vor allem Schlacken und Stäube, in den geringst möglichen Mengen pro Zeiteinheit, die kompatibel mit der Logistik des Stahlwerksbetriebes, also der pro Zeiteinheit produzierten und zu verarbeitenden flüssigen Schlacke ist, zugegeben werden. Es kann jedoch notwendig sein, das Einbringen von Schlacke und/oder das Einblasen von Reststoffen und/oder Reduktionsmitteln zeitweilig zu unterbrechen, beispielsweise um ein geleertes Schlackengefäß gegen ein volles auszutauschen oder um Zwischenproben zu nehmen oder eine Korrektur der Schlackenzusammensetzung durch ein vorrübergehend vermehrtes Einbringen von Hilfsstoffen durchzuführen, etc. Diese Unterbrechungen der Chargierung und der Einblasung, aber auch des elektrischen Heizens, sind nach dem erfindungsgemäßen Verfahren unabhängig voneinander möglich, sodass eine ideale Anpassung an die Erfordernisse während eines Zeitraumes zwischen zwei Schlackenabstichen möglich ist.
Zur Vermeidung des Durchblasens von Kohlenstoff in das Abgas bzw. einer Verbrennung von Kohlenstoff in der oxidativen Zone im oberen Bereich der Schaumschlacke wird vorzugsweise das Einblasen eines kohlenstoffhaltigen Reduktionsmittels nur so lange durchgeführt, bis maximal die Sättigungsgrenze von Kohlenstoff in der Eisenschmelze erreicht wird. Um eine effiziente und den Reduktionsprozess nicht beeinträchtigende Nachverbrennung eines Teils des bei der Reduktion entstehenden CO sicherzustellen, wird zweckmäßig das Einbringen eines sauerstoffhältigen Gases oder von Sauerstoff in die Schlacke in der oberen Hälfte, vorteilhafterweise im obersten Drittel der Höhe der Schlacke, durchgeführt.
Es hat sich als vorteilhaft erwiesen, wenn das Einblasen vor allem der Hilfsstoffe und/oder Reststoffe in einem Höhenbereich beiderseits der Grenzfläche zwischen Schlacke und Eisenschmelze erfolgt, der sich über maximal 25 % der Gesamthöhe der Schlacke bzw. einem gleichen Höhenbereich in der Eisenschmelze, vorzugsweise maximal 10 % der Gesamthöhe der Schlacke bzw. spiegelbildlich dazu in der Eisenschmelze, erstreckt.
Für eine besonders rasche Umsetzung der eingebrachten Stoffe werden diese zweckmäßig über Seitenaustrittsöffnungen der Lanze in etwa horizontaler Richtung oder leicht schräg gegen die idealisierte ebene Grenzfläche eingeblasen.
Vorzugsweise erfolgt das elektrische Aufheizen mittels Lichtbogen und/oder Widerstandsheizung, falls das Brennen eines Lichtbogens infolge der sich bildenden Schaumschlacke nicht möglich ist.
Vorzugsweise wird die Schlacke zumindest teilweise in flüssiger Form chargiert.
Es ist ein besonderes Verfahrensmerkmal darin zu sehen, dass die Reduktion der Metalloxide überwiegend über eine direkte Reduktion mit Hilfe des in der Metallschmelze gelösten Kohlenstoffs erfolgt und nicht extra CO-Gas über die Verbrennung von Kohlenstoff mit Sauerstoff erzeugt und verwendet wird.
Um schwer reduzierbare Verbindungen, wie beispielsweise MnO, Cr2O3, P2O5, auf entsprechend gewünschte tiefe Werte in der aufbereiteten Schlacke zu reduzieren, erfolgt ein Einsatz von gegenüber Kohlenstoff stärkerer Reduktionsmittel, wie Aluminium, Ferrosilizium, Calciumcarbid, etc., vorzugsweise in der Endphase der Reduktion vor einem Ausbringen der aufbereiteten Schlacke.
Um die Eigenschaften der aufbereiteten Schlacke noch zu konditionieren, erfolgt, falls notwendig, nach Abschluss der Zugabe von Reduktionsmitteln eine weitere Zugabe von Hilfsstoffen. Diese erfindungsgemäß mögliche, zeitlich unabhängige und kontrolliert vornehmbare Zugabe hat unter anderem den Vorteil, dass zunächst bei geringerer Basizität eine effektivere Reduktion von Oxiden, wie MnO oder P2O5, erfolgen kann, und erst anschließend die Schlackenzusammensetzung auf die gewünschte Basizität eingestellt wird. Das erfindungsgemäße Verfahren ermöglicht weiters das Einbringen eisenoxidhältiger Erze, wie Feinerze, Chromiterze, etc., vorteilhafterweise ebenfalls über eine Einblaslanze.
Erfindungsgemäß soll sich eine Schaumschlacke mit möglichst großer Höhe bilden unter Ausnutzung der deshalb größer gewählten Höhe des Reduktionsreaktorgefäßes. Aus diesem Grund wird vorteilhafterweise die Höhe der Schlacke gemessen und bei Überschreiten der maximal zulässigen Höhe und bei Unterschreiten eines Grenzwertes der Schlackenhöhe korrigierend eingegriffen.
Vorzugsweise wird nach dem Einbringen von Reststoffen und/oder Hilfsstoffen und/oder Reduktionsmitteln und vor Ausbringen der aufbereiteten Schlacke ein Sedimentieren von Metalltröpfchen aus der Schlacke abgewartet.
Zur Schonung des feuerfesten Materials im Reaktorgefäß und zur Einsparung des Energieeinbringens erfolgt zweckmäßig die Behandlung der Schlacke im Reaktorgefäß bei einer geringeren Temperatur als ein Granulieren der aufbereiteten Schlacke.
Eine Anlage zur Durchführung des Verfahrens ist durch folgende Merkmale gekennzeichnet:
- einen kippbaren Pfannenreaktor, bei dessen Innemaum die Höhe den größten Durchmesser überschreitet, und der mit
- Gas, vorzugsweise Inertgas, zuführenden Bodendüsen und/oder Bodenspülsteinen,
- mindestens einer Sauerstoffzuführenden, von oben in den Pfannenreaktor einsetzbaren Lanze,
- mit mindestens einer ein kohlenstoffhaltiges Reduktionsmittel zuführenden Lanze, die von oben in den Pfannenreaktor einsetzbar ist,
- und mit einer elektrischen Heizvorrichtung, vorzugsweise von oben einsetzbaren Lichtbogenelektroden, ausgestattet ist.
Um die aufzubereitende Schlacke über einen längeren Zeitraum in das Reaktorgefäß einbringen zu können, ist eine langsam kippbare Schlackenchargiervorrichtung für flüssige Schlacke vorgesehen, wobei die Geschwindigkeit des Kippens abgestimmt ist auf die Chargefolgezeiten der aus den primärtechnischen Aggregaten, vor allem den Konvertern (üblicherweise LD-Konverter bzw. AOD-Konverter im Falle von Rostfrei-Stahlwerken) anfallenden flüssigen Schlacke. Für das Einbringen erstarrter Schlacke hat sich eine eigene Chargiervorrichtung als zweckmäßig erwiesen; vorzugsweise ist diese als Vibrationsrinne oder als Schurre oder als Kombination Vibrationsrinne/Schurre ausgebildet.
Der Pfannenreaktor ist vorteilhaft mit mindestens einer von oben einbringbaren Lanze für das Einblasen von Reststoffen und/oder Hilfsstoffen ausgestattet.
Um auch größere stückige Einsatzstoffe, wie z.B. Schrottpakete etc., chargieren zu können, ist das Reaktorgefäß mit einer Öffnung ausgestattet, die dies ermöglicht. Diese Öffnung befindet sich im Deckel des Reaktorgefäßes, der vorteilhaft auch für die Einhaltung eines Unterdruckes zur Absaugung von Abgasen dient.
Eine bevorzugte Ausfuhrungsform ist dadurch gekennzeichnet, dass die Lanze mindestens eine Austrittsöffnung für das Reduktionsmittel und mindestens eine auf einem höheren Niveau angeordnete Austrittsöffnung für Reststoffe und/oder Hilfsstoffe aufweist.
Die Erfindung ist nachfolgend anhand eines in Fig. 1 dargestellten Fließschemas sowie mehrerer Ausführungsbeispiele näher erläutert. Fig. 2 veranschaulicht ein erfindungsgemäßes Reaktorgefäß in Seitenansicht, Fig. 3 in Draufsicht. Fig. 4 zeigt das Reaktorgefäß im Schnitt während des Einsatzes.
Mit 1 ist ein Stahlwerkskonverter bezeichnet, aus dem einerseits die Schlacke 2, im dargestellten Fall LD-Schlacke, in eine Schlackenpfanne 3 abgegossen wird und andererseits Stahl 4 ausgebracht wird. Von dieser Schlackenpfanne 3 gelangt die Schlacke 2 mittels einer Transportpfanne 5 zu einem Kippstand 6, der es ermöglicht, durch Kippen der Transportpfanne 5 die flüssige aufzubereitende Schlacke 2 langsam und kontinuierlich in einen aufrechtgerichteten kippbaren Pfannenreaktor 7 einfließen zu lassen.
Die Chargierung der Schlacke 2 erfolgt bevorzugt in flüssiger Form für jene Schlacken, bei denen dies logistisch möglich und sinnvoll ist. Dies ist z.B. bei Konverterschlacke (LD- Schlacke für C-Stahl bzw. AOD-Schlacke bei Rostfrei-Stahl) möglich. Grund für diese bevorzugte Chargierform ist der energetische Vorteil durch den hohen Wärmeinhalt der flüssigen Schlacke 2 mit entsprechend geringerem Energiebedarf für das Aufheizen und die Reduktion der Metalloxide.
Im Pfannenreaktor 7 ist nach dem letzten Abstich der Schlacke 2 noch eine Rest- Eisenschmelze 25 enthalten. Diese wird nur für Reparaturarbeiten ganz abgestochen, ansonsten verbleibt immer mindestens ein Metallsumpf mit ausreichender Höhe (typisch mindestens 0,6 m) im Reaktorgefäß 7. Nach typischerweise jedem fünften Schlackenabstich erfolgt auch ein Abstich des inzwischen durch Reduktion der Metalloxide entstandenen zusätzlichen Metallbades, um eine maximale Metallbadhöhe (typisch ca. 1,25 m) nicht zu überschreiten und damit ausreichend Freeboard zur Ausbildung der Schaumschlacke zu behalten.
Während der Einleerdauer für flüssige Schlacke 2 erfolgt bereits eine Reduktion der enthaltenen Metalloxide (hauptsächlich FeOx, daneben noch MnO; bei Rostfrei-Schlacke auch signifikante Mengen Cr2O3 und NiO) durch Reaktion mit dem im Metall enthaltenen, gelösten Kohlenstoff.
Der kippbare Pfannenreaktor 7 weist eine den größten Innendurchmesser 8 überschreitende Höhe 9 auf. Er ist mit einer Elektrodenheizung 10 sowie einer oder mehreren, von oben einsetzbaren Lanzen 11 zur mit Inertgas erfolgenden Einblasung von aus Vorratsbehältern 12 zugeführten Einsatzstoffen, wie Reduktionsmitteln, Hilfsstoffen und/oder Reststoffen und/oder Erzen, und mit einer Einrichtung 13 zu einer Probennahme ausgestattet. Diese Lanzen 11 sind vorzugsweise an ihren unteren Enden mit seitlich angeordneten Austrittsöffnungen für die einzubringenden Stoffe versehen. Im Boden des Pfannemeaktors 7 sind Spüldüsen 14 zum Einbringen eines Inertgases, wie Stickstoff, vorgesehen. Weiters dient eine Lanze 15 zum Einblasen von Sauerstoff. Diese reicht nur in den oberen Teil des Innenraumes, d.h. in die sich bildende Schaumschlacke.
Zum Ausbringen von aufbereiteter Schlacke 16 und aufbereiteter Eisenschmelze 17 wird der Pfannenreaktor 7 gekippt und die aufbereitete Schlacke 16 in eine Transportpfanne 18 geleert und sodann zu einer Granulationseinrichtung 19' gebracht. Wird Eisenschmelze 17 ausgebracht, so erfolgt dies ebenfalls durch Kippen des Pfannenreaktors 7 nach dem Ausbringen von Schlacke 16, welche Eisenschmelze 17 mittels einer Transportpfanne 19 gegebenenfalls zu einem Pfannenbehandlungsstand 20 und sodann zum Konverter 1 gebracht wird.
Wie aus den Fig. 2 und 3 zu entnehmen ist, durchsetzen die Elektroden 10 einen der Abgasabsaugung dienenden Deckel 21 des Pfannenreaktors 7 zentral, wogegen die Sauerstoff zuführende Lanze 15 neben der im Deckel 21 vorgesehenen und an eine Absaugleitung 22 angeschlossene Öffnung 23, die mit einem Brenner 23 'ausgestattet ist, vorgesehen ist.
Zum Einbringen von erstarrter Schlacke dient eine in Fig. 1 schematisch dargestellte Fördereinrichtung, z.B. eine Vibrationsrinne 24, mittels der die feste stückige Schlacke ebenfalls über einen längeren Zeitraum, vorzugsweise über den Zeitraum zwischen zwei Ausgießvorgängen, in den Pfannenreaktor 7 einbringbar ist.
Fig. 4 veranschaulicht die Vorgänge im Inneren des Pfannenreaktors 7. Dieser weist eine Restschmelze 25 von Eisen (Roheisen) auf, die mit sich neu bildender Eisenschmelze ergänzt ist. Über der Eisenschmelze 25 befindet sich Schlacke 2' im schaumförmigen Zustand. Es ist zu ersehen, dass eine Lanze 11 tief in das Innere des Pfannenreaktors 7 reicht und am unteren Ende eine seitliche Austrittsöffnung 28 für das Einbringen von Reduktionsmittel 29 aufweist. Dieses Ende der als Dual-Port-Lanze ausgebildeten Lanze 11 ist bis in die Eisenschmelze 25 vorgeschoben. Oberhalb, und zwar in der Nähe der Höhe der Grenzfläche 26 zwischen der Eisenschmelze 25 und der Schlacke 2', weist die Lanze 11 eine weitere seitliche Austrittsöffnung 30 für das Einbringen von Hilfsstoffen und/oder Reststoffen 27 und gegebenenfalls Erzen auf. Das Einbringen von fester Schlacke 2" ist in dieser Figur ebenfalls veranschaulicht.
In den oberen Bereich der Schaumschlacke 2' ragt die Sauerstoffzuführende Lanze 15, die für eine Nachverbrennung des sich beim Reduzieren der Schlacke bildenden CO sorgt. In diesem Höhenbereich kommt es oberhalb einer reduktiven Zone 31 zur Ausbildung einer oxidativen Zone 32.
Über die im Boden des Pfannenreaktors 7 eingesetzten Spüldüsen 14 wird Inertgas zur Reaktionsbeschleunigung eingeblasen, vorzugsweise Stickstoff.
Zur Regulierung der Schaumschlackenhöhe ist eine Vorrichtung zum Messen der Schaumschlackenhöhe vorgesehen, was mittels einer Kamera, Laser oder Ultraschall zu bewerkstelligen ist.
Die Funktion der erfindungsgemäßen Anlage ist nachfolgend anhand zweier Beispiele erläutert.
Beispiel A
Die angegebenen Mengen an Schlacken und Reststoffen sind typische spezifische Mengen, wie sie bei der Produktion von 1 Tonne Flüssigstahl (liquid steel = LS), Kohlenstoffstahl, wie z.B. Baustahl, nach dem LD-Verfahren anfallen.
Die dafür benötigten Mengen an Reduktionsmittel 29, Hilfsstoffen 27 und elektrischer Energie sind ebenfalls angegeben. Tabelle 1 : Einsatzmaterialien
Figure imgf000013_0001
110 kg/t LS flüssige LD-Schlacke 2 mit der in Tabelle 1 angegebenen Zusammensetzung wird aus dem LD-Konverter 1 in eine Schlackenpfanne 3 abgegossen. Der Inhalt dieser Schlackenpfanne 3 wird in eine Transportpfanne 5 gekippt. Anschließend wird die Transportpfanne 5 auf einem Kippstand 6 befestigt und die flüssige Schlacke 2 langsam und kontinuierlich auf ein Roheisen-Metallbad 25 in einem kippbaren pfannenofen-ähnlichen Reduktionsaggregat 7 eingegossen.
12 kg/t LS Pfannenofenschlacke 2" und 8 kg/t LS Entschwefelungs- (De-S-) Schlacke werden über eine Vibrorinne 24 und eine Schurre langsam und kontinuierlich in den Pfannenreaktor 7 chargiert (Zusammensetzung ebenfalls in Tabelle 1).
Die nötige Energie (90 kWh/ 1 LS) für das Aufheizen der Schlacke 2, 2" und die Kompensation der Wärmeverluste, aber auch für die endotherme, direkte Reduktion der Metalloxide (vor allem Eisenoxid) mittels gelösten Kohlenstoffs, wird elektrisch über drei Elektroden 10 eingebracht.
Die Reduktion der Metalloxide der eingebrachten Schlacke 2, 2" erfolgt bereits während des Einleerens und gleichzeitigen Heizens über direkte Reduktion durch den im flüssigen Roheisen 25 gelösten Kohlenstoff. Der verbrauchte Kohlenstoff wird durch Tiefeinblasen von Reduktionsmittel 29, d.h. 4,7 kg/t LS Kohlestaub und 2 kg/t LS Koks, in das Metallbad 25 ersetzt (Analysen sh. Tabelle 2). Tabelle 2: Reduktionsmittel
Figure imgf000014_0001
Zusätzlich zum Reduktionsmittel 29 werden die typisch beim C-Stahlwerksbetrieb anfallenden Reststoffe 27, d.h. 17 kg/t LS LD-Staub, 15 kg/t LS Hochofenstaub und 5 kg/t LS Zunder mit N2, über Einblaslanzen 11 eingeblasen (Zusammensetzungen in Tabelle 1). Das Einblasen dieser eisenoxidhältigen Reststoffe erfolgt in der Nähe der Grenzschicht 26 zwischen Eisenschmelze 25/Schlacke 2, um die Oberfläche dieser Grenzschicht zu vergrößern.
Zur Einstellung der optimalen Schlackenzusammensetzung für einen hydraulischen Binder als Klinkerersatz werden zusätzlich 35 kg/t LS Flugasche als SiO2-Lieferant eingeblasen.
Für das pneumatische Einblasen und die Bodenspülung werden 6 Nm3 N /t LS benötigt.
Die Reduktion erfolgt bei einer Temperatur von 1420°C. In diesem Temperaturbereich bildet sich durch das bei der Reduktion entstehende CO eine Schaumschlacke 2'. Die große Kontaktfläche der Metalloxide mit den gezielt darin dispergierten Metalltröpfchen ergibt eine effiziente direkte Reduktion durch den in den Metalltröpfchen gelösten Kohlenstoff. Zur Verbesserung der Energiebilanz und zur Erzielung des angegebenen Wertes an elektrischer Heizleistung wird eine teilweise Nachverbrennung des bei der Reduktion entstehenden CO durch O2 vorgenommen. 4 kg/t LS O2 werden über O2-Lanzen 15 im oberen Drittel der Schaumschlacke 2' eingedüst und oxidieren 25% des CO zu CO2. Dieser relativ niedrige Nachverbrennungsgrad ist gut beherrschbar und ergibt einen effizienten Wärmetransfer der dabei freiwerdenden Energie zurück in die Schaumschlacke 2' und in die Metallschmelze 25. Die Einblasung des O2 erfolgt derart, dass eine Durchmischung dieser Oxidationszone 32 mit der Reduktionszone 31, in der die Reduktion der Metalloxidteilchen erfolgt, weitestgehend vermieden wird.
Im Abgas finden sich durch anschließende vollständige Verbrennung nur mehr CO , u.zw. 45kg/t LS. Dies ist ein sehr niedriger Wert, der nur durch die bevorzugte direkte Reduktion und elektrische Heizung erreicht werden kann und entsprechende Vorteile angesichts kommender Cθ2-Steuern bietet.
Der Staubgehalt ist wegen des Tiefeinblasens der Kohle und aufgrund der Filterwirkung der Schaumschlacke 2' mit 1 kg/t LS ein sehr niedriger, was einen Vorteil bei der Ausbringung und der Vermeidung von Filterstaub darstellt.
Nach Umsatz der gesamten Menge an LD-Schlacke 2, beendetem Einblasen der übrigen Reststoffe 27 und des Reduktionsmittels 29 und abgeschlossener Reduktion wird eine Schlackenprobe gezogen und die Übereinstimmung mit der vorberechneten Analyse geprüft. Die erreichte Zielanalyse der produzierten 125 kg/t LS Schlacke 16 ist in Tabelle 3 enthalten.
Tabelle 3: Schlackeprodukt
Figure imgf000015_0001
Anschließend wird die Temperatur auf 1450°C erhöht, um einerseits die notwendige Temperatur für die anschließende Granulation der aufbereiteten Schlacke 16 zu erhalten und andererseits durch die verringerte Viskosität das Absetzen der dispergierten Metalltröpfchen aus der Schaumschlacke zu fördern. Zu diesem Zweck wird eine Wartezeit von 5 min eingehalten.
Anschließend wird die Schlacke bis auf eine Restmenge durch Kippen des Reaktorgefaßes 7 in eine Transportpfanne 18 geleert. Der Inhalt der Transportpfanne 18 wird in einen Trockengranulator 19 chargiert. Die Granulation mit rascher und daher glasartiger Erstarrung erfolgt durch Zerteilen des Schlackenstrahls auf einem Rotationsteller in feine Tröpfchen und rasches Abkühlen der feinen Tröpfchen im Luftstrom.
Das Metallbad 25 samt den aus der Reduktion erhaltenen 54 kg/t LS Metall (Analyse sh. Tabelle 4) wird nicht nach jeder Schlackenbehandlung im Pfannenreaktor 7 abgestochen, sondern verbleibt so lange darin, bis kein ausreichendes Freeboard für die Schaumschlacke 2' mehr gegeben ist. Dies ist typisch nach fünf Behandlungen der Fall, kann aber bei Bedarf über die Geometrie des Pfannenreaktors 7 variiert werden.
Tabelle 4: Metallprodukt
Figure imgf000016_0001
Anschließend wird der Pfannenreaktor 7 wieder in Behandlungsposition gebracht und die nächste Charge LD-Schlacke 2 wird wiederum langsam und kontinuierlich zugegeben. Auch die übrigen Prozessschritte wiederholen sich nach dem oben angegebenen Schema.
Nach den fünf Behandlungen wird auch das Metallbad 25 bis auf einen Metallsumpf von mindestens 0,6 m Höhe abgestochen und einer De-P-Behandlung unterzogen. Danach dient es entweder zur Erhöhung der in einem Integrierten Hüttenwerk verfügbaren Roheisenmenge und damit zur Produktionserhöhung, oder zur Einsparung von Rohstoffen, Energie und CO2- Produktion in den Primäraggregaten Kokerei und Hochofen.
Beispiel B
Die angegebenen Mengen an Schlacken und Stäuben sind typische spezifische Mengen, wie sie bei der Produktion von 1 Tonne flüssigem Rostfreistahl anfallen.
Die dafür benötigten Mengen an Reduktionsmittel 29, Hilfsstoffen 27 und elektrischer Energie sind berechnet und ebenfalls angegeben. Tabelle 1 : Einsatzmaterialien
Figure imgf000017_0001
317 kg/t LS flüssige Rostfrei-(AOD-)Schlacke 2 mit der in Tabelle 1 angegebenen Zusammensetzung wird aus dem AOD-Konverter 1 in eine Schlackenpfanne 3 abgegossen. Der Inhalt dieser Schlackenpfaime 3 wird in eine Transportpfanne 5 gekippt. Anschließend wird die Transportpfanne 5 auf einem Kippstand 6 befestigt und die flüssige Schlacke 2 langsam und kontinuierlich auf das Cr-/Ni-hältige Rest-Metallbad 25 in einem kippbaren pfannenofen-ähnlichen Reduktionsaggregat 7 eingegossen.
Die nötige Energie (204 kWh t LS) für das Aufheizen der Schlacke 2 und die Kompensation der Wärmeverluste, aber auch für die endotherme, direkte Reduktion der Metalloxide (vor allem Eisenoxid, aber auch hohe Mengen Chromoxid und Nickeloxid) mittels gelösten Kohlenstoffes, wird elektrisch über drei Elektroden 10 eingebracht.
Die Reduktion der Metalloxide der eingebrachten Schlacke 2 erfolgt bereits während des Einleerens und gleichzeitigen Heizens über direkte Reduktion durch den im legierten Roheisen gelösten Kohlenstoff. Der verbrauchte Kohlenstoff wird durch Tiefeinblasen von Redulctionsmittel 29, d.h. 6,1 kg/t LS Kohlestaub und 2,0 kg/t LS Koks, in das Metallbad 25 ersetzt (Analysen sh. Tabelle 2). Tabelle 2: Reduktionsmittel
Figure imgf000018_0001
Zusätzlich zum Reduktionsmittel 29 werden die typisch beim Rostfrei-Stahlwerksbetrieb anfallenden Reststoffe 27, d.h. hoch-Cr-und Ni-hältigen 36 kg/t LS Rostfrei- Staub, über Einblaslanzen 11 eingeblasen (Zusammensetzung ebenfalls in Tabelle 1). Das Einblasen erfolgt in der Nähe der Grenzschicht 26 zwischen Metallbad 25/Schaumschlacke 2', um die Oberfläche dieser Grenzschicht 26 zu vergrößern.
Zur Einstellung der optimalen Schlackenzusammensetzung für einen hydraulischen Binder als Klinkerersatz werden zusätzlich 70 kg/t LS Flugasche als SiO2-Lieferant eingeblasen. Vorteilhafterweise wird eine Flugasche mit relativ hohem Kohlenstoffgehalt verwendet.
Für das pneumatische Einblasen und die Bodenspülung werden 7 Nm3 N2/t LS benötigt.
Die Reduktion erfolgt zunächst mit Kohlenstoff bei einer Temperatur von 1430°C. In diesem Temperaturbereich bildet sich durch das bei der Reduktion entstehende CO eine Schaumschlacke 2'. Die große Kontaktfläche der Metalloxide mit den gezielt darin dispergierten Metalltröpfchen ergibt eine effiziente direkte Reduktion durch den in den Metalltröpfchen gelösten Kohlenstoff.
Zur Verbesserung der Energiebilanz und zur Erzielung des angegebenen Wertes an elektrischer Heizleistung wird eine teilweise Nachverbremiung des bei der Reduktion entstehenden CO durch O2 vorgenommen. 4,0 kg/t LS O2 werden über O2-Lanzen 15 im oberen Drittel der Schaumschlacke 2' eingedüst und oxidieren 25% des CO zu CO2. Dieser relativ niedrige Nachverbrennungsgrad ist gut beherrschbar und ergibt einen effizienten Wärmetransfer der dabei frei werdenden Energie zurück in die Schaumschlacke 2' und in die Metallschmelze 25. Die Einblasung des O2 erfolgt derart, dass eine Durchmischung dieser Oxidationszone 32 mit der Reduktionszone 31, in der die Reduktion der Metalloxidteilchen erfolgt, weitestgehend vermieden wird. Im Abgas finden sich durch anschließende vollständige Verbrennung nur mehr CO2, u.zw. 44kg/t LS. Dies ist ein sehr niedriger Wert, der nur durch die bevorzugte direkte Reduktion und elektrische Heizung erreicht werden kann und entsprechende Vorteile angesichts kommender CO2-Steuem bietet.
Der Staubgehalt ist wegen des Tiefeinblasens der Kohle und aufgrund der Filterwirkung der Schaumschlacke 2' mit 1,2 kg/t LS ein sehr niedriger, was einen Vorteil bei der Ausbringung und der Vermeidung von Filterstaub darstellt.
Nach der Phase mit Chargierung der Rostfrei-Schlacke 2, der Rostfrei-Stäube 27 und der Flugasche und der Reduktion mittels des über Einblasen von Reduktionsmitteln 29 ersetzten, im Metallbad 25 gelösten Kohlenstoffs wird eine Schlackenprobe gezogen und die Übereinstimmung mit der vorberechneten Analyse geprüft. Anschließend werden zur Absenkung der Gehalte an schwer reduzierbaren Oxiden, vor allem von Cr2O3, 1 kg/t LS Fe75Si als stärkeres Reduktionsmittel zugegeben und eine Wartezeit von 5 min eingehalten. Die erreichte Zielanalyse der produzierten 354 kg/t LS Schlacke 16 ist in Tabelle 3 enthalten.
Tabelle 3: Schlackeprodukt
Figure imgf000019_0001
Anschließend wird die Temperatur auf 1460°C erhöht, um einerseits die notwendige Temperatur für die anschließende Granulation der aufbereiteten Schlacke 16 zu erhalten und andererseits durch die verringerte Viskosität das Absetzen der dispergierten Metalltröpfchen aus der Schaumschlacke 2' zu fördern. Zu diesem Zweck wird eine Wartezeit von 5 min eingehalten.
Anschließend wird die Schlacke bis auf eine Restmenge durch Kippen des Pfannenreaktors 7 in eine Transportpfanne 18 geleert. Der Inhalt der Transportpfanne 18 wird in einen Trockengranulator 19 chargiert. Die Granulation mit rascher und daher glasartiger Erstarrung erfolgt durch Zerteilen des Schlackenstrahls auf einem Rotationsteller in feine Tröpfchen und rasches Abkühlen der feinen Tröpfchen im Luftstrom.
Das Metallbad 25 samt den aus der Reduktion erhaltenen 50 kg/t LS Metall (Analyse sh. Tabelle 4) wird nicht nach jeder Schlackenbehandlung im Pfannenreaktor 7 abgestochen, sondern verbleibt so lange darin, bis kein ausreichendes Freeboard für die Schaumschlacke 2' mehr gegeben ist. Dies ist typisch nach fünf Behandlungen der Fall, kann aber bei Bedarf über die Geometrie des Pfannenreaktors 7 variiert werden.
Tabelle 4: Metallprodukt
Figure imgf000020_0001
Anschließend wird der Pfannenreaktor wieder in Behandlungsposition gebracht, und die nächste Charge LD-Schlacke 2 wird wiederum langsam und kontinuierlich zugegeben. Auch die übrigen Prozessschritte wiederholen sich nach dem oben angegebenen Schema.
Nach den fünf Behandlungen wird auch das Metallbad 25 bis auf einen Metallsumpf von mindestens 0,6 m Höhe abgestochen und, falls nötig, einer De-P-Behandlung unterzogen. Danach dient es entweder zur Erhöhung der in einem Integrierten Hüttenwerk verfügbaren Roheisenmenge und damit zur Produktionserhöhung oder zur Einsparung von Rohstoffen, Energie und CO2-Produktion in den Primäraggregaten Kokerei und Hochofen.
Ein großer Vorteil des erfindungsgemäßen Verfahrens ist die Möglichkeit, eine gezielte Feineinstellung der erzeugten Schlacke durch Einblasen verschiedener Reststoffe und bei Bedarf auch Hilfsstoffe vorzunehmen. Vorzugsweise wird anhand der bekannten Analyse der Einsatzstoffe der Bedarf der verschiedenen Einsatzstoffe in einem Prozessmodell berechnet und die entsprechenden Mengen über die Steuerung der Parameter der Einblasanlage eingedüst. Eine Überprüfung erfolgt durch eine Probenahme aus Schlacke und Metallbad.
Die Temperatur kann einerseits mittels automatisierter Temperatur-Lanze (Tauch- Thermoelement) ermittelt werden. Andererseits kann die Temperatur dazwischen mittels Pyrometer, vorzugsweise kontinuierlich, kontrolliert werden.

Claims

Patentansprüche:
1. Verfahren zum Verwerten von aus der Eisenhüttenindustrie stammender und oxidische Eisenteilchen enthaltender Schlacke (2, 2"), unter Zugabe eines Reduktionsmittels (29) und Reduktion oxidischer Eisenteilchen der Schlacke (2, 2") sowie gegebenenfalls vorhandener anderer Metalloxide mit diesem Reduktionsmittel (29), gekennzeichnet durch die Kombination folgender Merkmale:
Chargieren der Schlacke (2, 2") in ein Reaktorgefäß (7), vorzugsweise in einen kippbaren Pfannenreaktor (7), auf eine Rest-Eisenschmelze (25), die gelösten Kohlenstoff enthält, langsam und kontinuierlich über einen längeren Zeitraum,
- elektrisches Aufheizen der Schlacke (2) und der Rest-Eisenschmelze sowie sich neu bildender Eisenschmelze (17) über einen längeren Zeitraum,
- Einblasen eines kohlenstoffhaltigen Reduktionsmittels (29) mit Gas, vorzugsweise mit Inertgas, über einen längeren Zeitraum mittels einer Lanze (11) in einen Bereich nahe der Grenzfläche (26) zwischen Schlacke (2) und Eisenschmelze (25) oder direkt in die Eisenschmelze (25), und zwar unter Lösen von Kohlenstoff in der Eisenschmelze (25) und unter Vermischen von Eisenschmelze (25) und Schlacke (2),
- Lösen des Kohlenstoffes des Reduktionsmittels (29) in der Eisenschmelze (25) und Reduktion von oxidischen Eisenteilchen der Schlacke (2) unter Bildung von metallischem Eisen und CO über einen längeren Zeitraum,
- Bildung einer Schaumschlacke (2') durch das entstehende CO über einen längeren Zeitraum,
Einbringen eines sauerstoffhältigen Gases oder von Sauerstoff in die Schaumschlacke (2') und Nachverbrennung von CO zu CO2 über einen längeren Zeitraum,
- Bodenspülung des Reaktorgefäßes (7) mit Inertgas über einen längeren Zeitraum,
- Ausbringen der aufbereiteten Schlacke (16) und gegebenenfalls
- nachfolgend Ausbringen von Eisenschmelze (17) unter Belassung einer gelösten Kohlenstoff enthaltenden Rest-Eisenschmelze (25) im Reaktorgefäß (7).
2. Verfahren nach Anspruch 1 , gekennzeichnet durch Einblasen von Reststoffen (27) insbesondere Hüttenreststoffen, wie Schrottplatzrückständen, eisenoxidhaltigen Stäuben und Schlämmen aus Gasreinigungsprozessen, Zunder, etc. mit Gas, vorzugsweise mit Inertgas, mittels einer Lanze (11) in einen Bereich nahe der Grenzfläche (26) zwischen Schlacke (2') und Eisenschmelze (25) oder direkt in die Eisenschmelze (25), und zwar unter Vermischen von Eisenschmelze (25) und Schlacke (2'), langsam und kontinuierlich über einen längeren Zeitraum.
3. Verfahren nach Anspruch 1 oder 2, gekennzeichnet durch Einblasen von Hilfsstoffen (27), wie Bauxit und/oder Feinkalk und/oder Siliziumträger, mittels Gas, vorzugsweise mit Inertgas, mittels einer Lanze (11) in einen Bereich nahe der Grenzfläche (26) zwischen Schlacke (2') und Eisenschmelze (25) oder direkt in die Eisenschmelze (25), und zwar jeweils unter Vermischen von Eisenschmelze (25) und Schlacke (2'), langsam und kontinuierlich über einen längeren Zeitraum.
4. Verfahren nach Anspruch 2 oder 3, dadurch gekennzeichnet, dass Reststoffe (27) und/oder Hilfsstoffe (27) in einer anderen Höhe als das Reduktionsmittel (29) in das Reaktorgefäß (7) eingeblasen werden, vorzugsweise oberhalb des Einblasens der Reduktionsmittel (29).
5. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 4, dadurch gekennzeichnet, dass das Einblasen eines kohlenstoffhaltigen Reduktionsmittels (29) und/oder von Reststoffen (27) und/oder von Hilfsstoffen (27) schräg gegen die Grenzfläche (26) der im Reaktorgefäß (7) befindlichen Eisenschmelze (25) und der darüber befindlichen Schlacke (2') erfolgt.
6. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 5, dadurch gekennzeichnet, dass über einen längeren Zeitraum durchzuführende Verfahrensschritte im wesentlichen von einem Ausbringen von Schlacke (2') sowie gegebenenfalls Eisenschmelze (25) bis zum nachfolgenden Ausbringen von Schlacke (2') und damit im wesentlichen zeitgleich durchgeführt werden.
7. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 6, dadurch gekennzeichnet, dass das Einblasen eines kohlenstoffhaltigen Reduktionsmittels (29) nur so lange durchgeführt wird, bis maximal die Sättigungsgrenze von Kohlenstoff in der Eisenschmelze (25) erreicht wird.
8. Verfahren nach einem oder mehren der Ansprüche 1 bis 7, dadurch gekennzeichnet, dass das Einbringen eines sauerstoffhältigen Gases oder von Sauerstoff in die Schlacke (2') in der oberen Hälfte, vorzugsweise im obersten Drittel der Höhe der Schlacke (2'), durchgeführt wird.
9. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 8, dadurch gekennzeichnet, dass das Einblasen von Hilfsstoffen (27) und/oder Reststoffen (27) in einem Höhenbereich beiderseits der Grenzfläche (26) zwischen Schlacke und Eisenschmelze erfolgt, der sich über maximal 25 % der Gesamthöhe der Schlacke bzw. einem gleichen Höhenbereich in der Eisenschmelze (25), vorzugsweise maximal 10 % der Gesamthöhe der Schlacke (2') bzw. spiegelbildlich dazu in der Eisenschmelze (25) erstreckt.
10. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 9, dadurch gekennzeichnet, dass die einzublasenden Stoffe (27, 29) über Seitenaustrittsöffnungen (28, 30) der Lanze (11) in etwa horizontaler Richtung oder leicht schräg gegen die idealisierte ebene Grenzfläche (26) eingeblasen werden.
11. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 10, dadurch gekennzeichnet, dass das elektrische Aufheizen mittels Lichtbogens und/oder Widerstandsheizung erfolgt.
12. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 11, dadurch gekennzeichnet, dass die Schlacke (2) zumindest teilweise in flüssiger Form chargiert wird.
13. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 12, dadurch gekennzeichnet, dass die Reduktion der Metalloxide überwiegend über eine direkte Reduktion mit Hilfe des in der Metallschmelze gelösten Kohlenstoffs erfolgt.
14. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 13, gekennzeichnet durch einen Einsatz von gegenüber Kohlenstoff stärkerer Reduktionsmittel, wie Aluminium, Ferrosilizium, Calciumcarbid, etc., vorzugsweise in der Endphase der Reduktion vor einem Ausbringen der aufbereiteten Schlacke (2').
15. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 14, dadurch gekennzeichnet, dass Hilfsstoffe (27) zur Konditionierung der Schlackeeigenschaften nach Abschluss der Zugabe von Reduktionsmitteln (29) zugegeben werden.
16. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 15, dadurch gekennzeichnet, dass zusätzlich eisenoxidhaltige Erze, wie Feinerze, Chromiterze, eingesetzt werden.
17. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 16, dadurch gekennzeichnet, dass die Höhe der Schlacke (2') gemessen wird und bei Überschreiten der maximal zulässigen Höhe und bei Unterschreiten eines Grenzwertes der Schlackenhöhe korrigierend eingegriffen wird.
18. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 17, dadurch gekennzeichnet, dass nach dem Einbringen von Reststoffen (27) und/oder Hilfsstoffen (27) und/oder Reduktionsmitteln (29) und vor Ausbringen der aufbereiteten Schlacke (2') ein Sedimentieren von Metalltröpfchen aus der Schlacke (2') abgewartet wird.
19. Verfahren nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 18, dadurch gekennzeichnet, dass die Behandlung der Schlacke (2) im Reaktorgefäß (7) bei einer geringeren Temperatur erfolgt als ein Granulieren der aufbereiteten Schlacke (2').
20. Anlage zur Durchführung des Verfahrens nach einem oder mehreren der Ansprüche 1 bis 19, gekennzeichnet durch folgende Merkmale: einen kippbaren Pfannenreaktor (7), bei dessen Innenraum die Höhe (9) den größten Durchmesser (8) überschreitet und der mit Gas, vorzugsweise Inertgas, zuführenden Bodendüsen (14) und/oder Bodenspülsteinen, mindestens einer Sauerstoff zuführenden, von oben in den Pfannenreaktor (7) einsetzbaren Lanze (15), mit mindestens einer ein kohlenstoffhaltiges Reduktionsmittel (29) zuführenden Lanze (11), die von oben in den Pfannenreaktor einsetzbar ist, - und mit einer elektrischen Heizvorrichtung (10), vorzugsweise von oben einsetzbaren Lichtbogenelektroden (10), ausgestattet ist.
21. Anlage nach Anspruch 20, gekennzeichnet durch eine langsam kippbare Schlacken- Chargiereinrichtung (5, 6) für flüssige Schlacke (2).
22. Anlage nach Anspruch 20 oder 21, gekennzeichnet durch eine Schlacken- Chargiereinrichtung für erstarrte Schlacke (2"), vorzugsweise ausgebildet als Vibrationsrinne (24) oder Schurre.
23. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 20 bis 22, gekennzeichnet durch eine von oben in den Pfannenreaktor (7) einbringbare Lanze (11) für das Einblasen von Reststoffen (27) und/oder Hilfsstoffen (27).
24. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 20 bis 23, dadurch gekennzeichnet, dass das Reaktorgefäß (7) mit einer Öffnung für das Chargieren von stückigen, vorzugsweise großstückigen, eisenhaltigen Einsatzstoffen, versehen ist.
25. Anlage nach einem oder mehreren der Ansprüche 20 bis 24, dadurch gekennzeichnet, dass die Lanze (11) mindestens eine Austrittsöffhung (28) für das Reduktionsmittel (29) und mindestens eine auf einem höheren Niveau angeordnete Austrittsöffhung (30) für Reststoffe (27) und/oder Hilfsstoffe (27) aufweist, wobei mindestens zwei getrennte Rohre für die Zufuhr zur Lanze und zu den Austrittsöffnungen verwendet werden.
PCT/AT2004/000161 2003-05-16 2004-05-10 Verfahren zum verwerten von schlacke Ceased WO2004101828A1 (de)

Priority Applications (8)

Application Number Priority Date Filing Date Title
AU2004238885A AU2004238885B2 (en) 2003-05-16 2004-05-10 Method for utilizing slag
BRPI0410420-0B1A BRPI0410420B1 (pt) 2003-05-16 2004-05-10 Processo para a utilização de escória
KR20057021859A KR101140056B1 (ko) 2003-05-16 2004-05-10 슬래그의 활용 방법
ES04731853T ES2763388T3 (es) 2003-05-16 2004-05-10 Procedimiento para la utilización de escoria
EP04731853.0A EP1627084B1 (de) 2003-05-16 2004-05-10 Verfahren zum verwerten von schlacke
CA 2525926 CA2525926A1 (en) 2003-05-16 2004-05-10 Process for the utilization of slag
JP2006529419A JP2006528732A (ja) 2003-05-16 2004-05-10 スラグの利用プロセス
US11/280,679 US7597736B2 (en) 2003-05-16 2005-11-16 Method for utilizing slag

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
ATA753/2003 2003-05-16
AT0075303A AT412283B (de) 2003-05-16 2003-05-16 Verfahren zum verwerten von schlacke

Related Child Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
US11/280,679 Continuation US7597736B2 (en) 2003-05-16 2005-11-16 Method for utilizing slag

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2004101828A1 true WO2004101828A1 (de) 2004-11-25

Family

ID=32234890

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/AT2004/000161 Ceased WO2004101828A1 (de) 2003-05-16 2004-05-10 Verfahren zum verwerten von schlacke

Country Status (11)

Country Link
US (1) US7597736B2 (de)
EP (1) EP1627084B1 (de)
JP (1) JP2006528732A (de)
KR (1) KR101140056B1 (de)
CN (1) CN100398667C (de)
AT (1) AT412283B (de)
AU (1) AU2004238885B2 (de)
BR (1) BRPI0410420B1 (de)
CA (1) CA2525926A1 (de)
ES (1) ES2763388T3 (de)
WO (1) WO2004101828A1 (de)

Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2015003669A1 (en) 2013-07-08 2015-01-15 Ecofer, S.R.O. Fluxing agent, process of its production, agglomeration mixture and use of slug from secondary metallurgy
EP2759606A4 (de) * 2012-06-27 2015-07-22 Nippon Steel & Sumitomo Metal Corp Anlage zur verringerung von stahlschlacke und system zur verringerung von stahlschlacke
WO2017121694A1 (de) * 2016-01-14 2017-07-20 Thyssenkrupp Millservices & Systems Gmbh Verfahren zur nutzbarmachung einer stahlwerksschlacke, schlackenschaum sowie verwendung eines schlackenschaums
EP3375764A1 (de) 2017-03-15 2018-09-19 Scholz Austria GmbH Verfahren zur behandlung metallurgischer schlacken
DE102017119675A1 (de) 2017-08-28 2019-02-28 Voestalpine Stahl Gmbh Verfahren zur Behandlung von Schlacke
EP4417713A1 (de) 2023-02-14 2024-08-21 Oterdoom, Harmen Das neuartige zweistufige (halb-)kontinuierliche verfahren für saubere schlacke und stahl oder heisseisen

Families Citing this family (28)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE102006052181A1 (de) * 2006-11-02 2008-05-08 Sms Demag Ag Verfahren zur kontinuierlichen oder diskontinuierlichen Gewinnung eines Metalls oder mehrerer Metalle aus einer das Metall oder eine Verbindung des Metalls enthaltenden Schlacke
CN101713008B (zh) * 2008-10-08 2012-07-18 中钢集团鞍山热能研究院有限公司 一种熔融还原镍渣提铁的方法及装置
US7914602B1 (en) 2009-12-02 2011-03-29 Carbide Industries, LLC Process to reduce steel furnace slag carry-over during tapping
CN102471827B (zh) * 2009-12-30 2014-08-20 现代制铁株式会社 用于从炉渣中回收有价金属和制造多功能团聚物的方法和装置
KR101159619B1 (ko) 2010-03-31 2012-06-27 현대제철 주식회사 실리콘 첨가강 제조 방법 및 이 제조방법으로 생성된 실리콘 첨가강
US8662374B2 (en) 2010-12-16 2014-03-04 Air Liquide Industrial U.S. Lp Method for reduced cycle times in multi-pass welding while providing an inert atmosphere to the welding zone
DE102012211714A1 (de) * 2012-07-05 2014-05-22 Siemens Vai Metals Technologies Gmbh Verfahren und Vorrichtung zur Detektion des Schlackepegels in einem metallurgischen Gefäß
JP5970354B2 (ja) * 2012-11-27 2016-08-17 新日鉄住金エンジニアリング株式会社 溶融スラグの還元処理装置
AU2013204818B2 (en) * 2013-04-12 2015-02-19 Metso Metals Oy Molten bath temperature measurement for a top submerged lance injection installation
CN104512988A (zh) * 2013-09-29 2015-04-15 宝山钢铁股份有限公司 一种利用不锈钢熔渣处理重金属污泥的方法
JP6221707B2 (ja) * 2013-12-06 2017-11-01 新日鐵住金株式会社 スラグ処理方法およびスラグ処理装置
JP6446970B2 (ja) * 2014-10-06 2019-01-09 新日鐵住金株式会社 傾動式スラグ供給装置のスラグ付着抑制方法
CN104498811B (zh) * 2014-12-11 2016-08-17 南京梅山冶金发展有限公司 一种铸铁浆水
EP3557171A4 (de) 2016-12-16 2020-05-06 Nippon Steel Corporation Elektrischer ofen
CN106755665A (zh) * 2017-02-20 2017-05-31 中冶赛迪上海工程技术有限公司 一种利用高温熔渣处理垃圾焚烧飞灰的装置及方法
CN107641717A (zh) * 2017-10-10 2018-01-30 东北大学 一种由含铜熔渣生产的方法
CN109022645B (zh) * 2018-08-08 2020-10-16 钢研晟华科技股份有限公司 一种钢渣改性及综合利用系统和方法
CN109341340B (zh) * 2018-09-30 2024-03-01 河南高创信息科技有限公司 一种金属熔炼炉
CN113710819B (zh) * 2019-04-22 2022-08-16 日本制铁株式会社 含铬铁液的制造方法
CN111650329A (zh) * 2020-06-17 2020-09-11 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 含Ti高炉渣高温碳化冶炼终点的判定方法
DE102021204258A1 (de) 2021-04-28 2022-11-03 Thyssenkrupp Ag Schmelzofen zur Erzeugung von Roheisen und Schlacke mit einer gewünschten Beschaffenheit
CN114231694B (zh) * 2021-10-27 2023-02-03 江苏沙钢集团有限公司 一种利用钢渣热闷余热加热废钢的装置和方法
DE102022118640A1 (de) * 2022-07-26 2024-02-01 Thyssenkrupp Steel Europe Ag Verfahren zur Herstellung einer Eisenschmelze in einem elektrischen Einschmelzer
CN115927778B (zh) * 2022-12-06 2025-06-13 浙江奕鼎新材料有限公司 一种熔融还原铁短流程炼钢设备及工艺
CN116144870B (zh) * 2023-02-28 2025-01-10 中天钢铁集团有限公司 一种弹簧钢55SiCr精炼渣回收利用配渣方法
EP4684040A1 (de) * 2023-03-23 2026-01-28 Radmat AG Elektrolysevorrichtung zur durchführung einer schmelzflusselektrolyse
WO2026078523A1 (en) 2024-10-07 2026-04-16 Danieli & C. Officine Meccaniche S.P.A. Process and plant for the treatment of black slag
WO2026078517A1 (en) 2024-10-07 2026-04-16 Danieli & C. Officine Meccaniche S.P.A. Title: process and plant for the monitored treatment of black slag

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO1996034989A1 (de) * 1995-05-02 1996-11-07 Holderbank Financière Glarus Ag Verfahren zur herstellung von hydraulischen bindemitteln und/oder legierungen wie z.b. eisenchrom oder eisenvanadium
WO2000001852A1 (fr) * 1998-07-07 2000-01-13 Electricite De France (Service National) Procede de traitement de laitier et poussieres de four, notamment de four d'acieries electriques
WO2000075385A1 (de) * 1999-06-08 2000-12-14 Voest-Alpine Industrieanlagenbau Gmbh Verfahren zur schlackenkonditionierung mit einbringen von hüttenreststoffen sowie anlage hierzu

Family Cites Families (15)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS51121422A (en) * 1975-04-18 1976-10-23 Nippon Kokan Kk <Nkk> Process for improving property of slags in steel production
JPS54150389A (en) * 1978-05-18 1979-11-26 Nippon Steel Corp Recovering method for fe and mn in converter slag
JPS58110611A (ja) * 1981-12-24 1983-07-01 Kawasaki Steel Corp 転炉スラグの変成処理方法および装置
JPS62103310A (ja) * 1985-07-13 1987-05-13 Kawasaki Steel Corp 精錬滓の改質処理方法
JPH06221773A (ja) * 1993-01-21 1994-08-12 Sumitomo Metal Ind Ltd 溶融金属中への粉体吹込みランス
US5714113A (en) * 1994-08-29 1998-02-03 American Combustion, Inc. Apparatus for electric steelmaking
IT1280115B1 (it) * 1995-01-17 1998-01-05 Danieli Off Mecc Procedimento di fusione per forno elettrico ad arco con sorgenti alternative di energia e relativo forno elettrico ad arco
AT403290B (de) * 1995-02-07 1997-12-29 Holderbank Financ Glarus Verfahren zur herstellung von roheisen oder stahl und zementklinker aus schlacken
AT405839B (de) * 1996-01-17 1999-11-25 Holderbank Financ Glarus Verfahren zum herstellen von roheisen, buntmetall-legierungen, fecr und synthetischen hochofenschlacken unter verwendung von metalloxidhaltigen müllverbrennungsrückständen oder schlacken
CA2221808C (en) * 1996-03-22 2003-05-20 Steel Technology Corporation Stable operation of a smelter reactor
HRP970303B1 (en) * 1996-06-05 2002-06-30 Holderbank Financ Glarus Method for making pozzolans, synthetic blast-furnance slag, belite or alite clinkers, and pig-iron alloys, from oxidic slag and a device for implementing this method
AUPQ076399A0 (en) * 1999-06-04 1999-06-24 Technological Resources Pty Limited A direct smelting process and apparatus
LU90409B1 (fr) * 1999-06-25 2001-01-02 Wurth Paul Sa Proc-d- d'optimisation du fonctionnement d'un four -lectrique du type - arc submerg-
CA2398344C (en) * 2000-01-28 2008-04-08 Holcim Technology Ltd. Method for treating slags or slag mixtures on an iron bath
JP2002069520A (ja) * 2000-08-29 2002-03-08 Nippon Steel Corp スラグ中クロムの回収方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO1996034989A1 (de) * 1995-05-02 1996-11-07 Holderbank Financière Glarus Ag Verfahren zur herstellung von hydraulischen bindemitteln und/oder legierungen wie z.b. eisenchrom oder eisenvanadium
WO2000001852A1 (fr) * 1998-07-07 2000-01-13 Electricite De France (Service National) Procede de traitement de laitier et poussieres de four, notamment de four d'acieries electriques
WO2000075385A1 (de) * 1999-06-08 2000-12-14 Voest-Alpine Industrieanlagenbau Gmbh Verfahren zur schlackenkonditionierung mit einbringen von hüttenreststoffen sowie anlage hierzu

Cited By (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP2759606A4 (de) * 2012-06-27 2015-07-22 Nippon Steel & Sumitomo Metal Corp Anlage zur verringerung von stahlschlacke und system zur verringerung von stahlschlacke
WO2015003669A1 (en) 2013-07-08 2015-01-15 Ecofer, S.R.O. Fluxing agent, process of its production, agglomeration mixture and use of slug from secondary metallurgy
US10435760B2 (en) 2013-07-08 2019-10-08 Ecofer, S.R.O. Fluxing agent, process of its production, agglomeration mixture and use of slug from secondary metallurgy
WO2017121694A1 (de) * 2016-01-14 2017-07-20 Thyssenkrupp Millservices & Systems Gmbh Verfahren zur nutzbarmachung einer stahlwerksschlacke, schlackenschaum sowie verwendung eines schlackenschaums
EP3375764A1 (de) 2017-03-15 2018-09-19 Scholz Austria GmbH Verfahren zur behandlung metallurgischer schlacken
DE102017105551A1 (de) 2017-03-15 2018-09-20 Scholz Austria GmbH Verfahren zur Behandlung metallurgischer Schlacken
DE102017119675A1 (de) 2017-08-28 2019-02-28 Voestalpine Stahl Gmbh Verfahren zur Behandlung von Schlacke
WO2019042892A1 (de) 2017-08-28 2019-03-07 Voestalpine Stahl Gmbh Verfahren zur behandlung von schlacke
DE102017119675B4 (de) * 2017-08-28 2019-07-04 Voestalpine Stahl Gmbh Verfahren zur Behandlung von Schlacke
US11479830B2 (en) 2017-08-28 2022-10-25 Voestalpine Stahl Gmbh Method for treating slag
EP4417713A1 (de) 2023-02-14 2024-08-21 Oterdoom, Harmen Das neuartige zweistufige (halb-)kontinuierliche verfahren für saubere schlacke und stahl oder heisseisen

Also Published As

Publication number Publication date
AU2004238885A1 (en) 2004-11-25
KR101140056B1 (ko) 2012-05-02
ATA7532003A (de) 2004-05-15
CN100398667C (zh) 2008-07-02
JP2006528732A (ja) 2006-12-21
AU2004238885B2 (en) 2009-10-29
KR20060009941A (ko) 2006-02-01
AT412283B (de) 2004-12-27
ES2763388T3 (es) 2020-05-28
CN1791685A (zh) 2006-06-21
BRPI0410420A (pt) 2006-05-30
CA2525926A1 (en) 2004-11-25
US7597736B2 (en) 2009-10-06
EP1627084A1 (de) 2006-02-22
EP1627084B1 (de) 2019-10-09
US20060065071A1 (en) 2006-03-30
BRPI0410420B1 (pt) 2014-04-22

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP1627084B1 (de) Verfahren zum verwerten von schlacke
EP0657549B1 (de) Verfahren zum Herstellen einer Eisenschmelze
AT404942B (de) Anlage und verfahren zum herstellen von metallschmelzen
JP4819187B2 (ja) 精錬剤および精錬方法
AT404841B (de) Anlage und verfahren zum herstellen von eisenschmelzen
DE69809958T2 (de) Verfahren zur herstellung von eisen und stahl
EP0938591B1 (de) Verfahren zum aufarbeiten von stahlschlacken und eisenträgern zur gewinnung von roheisen und umweltverträglichen schlacken
DE2728289C3 (de) Stahlschlackenzement und ein Verfahren zu dessen Herstellung
EP1641946B1 (de) Verfahren zur herstellung einer legierten metallschmelze
EP0842301A1 (de) Verfahren zum herstellen von puzzolanen, synthetischen hochofenschlacken, belit- oder alitklinkern, sowie von roheisenlegierungen aus oxidischen schlacken sowie vorrichtung zur durchführung dieses verfahrens
DE60204221T2 (de) Verfahren zum herstellen von flüssigem roheisen in einem elektrischen ofen
EP1198599B1 (de) Verfahren zur schlackenkonditionierung mit einbringen von hüttenreststoffen sowie anlage hierzu
DE69613316T2 (de) Verfahren und vorrichtung zum vorheizen und schmelzen von schrott
EP3375764A1 (de) Verfahren zur behandlung metallurgischer schlacken
EP2427581B1 (de) Verfahren zum schlackeschäumen einer nichtrostfrei-stahlschmelze in einem elektrolichtbogenofen
DE2659213A1 (de) Verfahren zur eisenerzverhuettung
DE3442245C2 (de)
EP0663579B1 (de) Verfahren und Vorrichtung zum Herstellen von Eisenschmelzen in einem Herd-Schachtofen
EP3074540B1 (de) Verfahren zum bearbeiten von entschwefelungsschlacke
EP1029093A1 (de) Verfahren zum aufarbeiten von stahlschlacken und eisenträgern
WO2002036834A2 (de) Verfahren und anlage zum verwerten von eisen- und schwermetallhältigen reststoffen unter verwendung eines schmelzzyklons, eines abscheidegefässes und eines gefässes zur metallurgischen behandlung
DE1800131B1 (de) Mehrzonenschmelzverfahren und Mehrzonenschmelzofen fuer die kontinuierliche Herstellung von Stahl
DE1800131C (de) Mehrzonenschmelz verfahren und Mehrzonenschmelzofen für die kontinuierliche Herstellung von Stahl
AT409385B (de) Verfahren zum schmelzen von oxidischen schlacken
EP4198147A1 (de) Verfahren zum herstellen einer eisenbasierten schmelze in einem elektrischen einschmelzer

Legal Events

Date Code Title Description
AK Designated states

Kind code of ref document: A1

Designated state(s): AE AG AL AM AT AU AZ BA BB BG BR BW BY BZ CA CH CN CO CR CU CZ DE DK DM DZ EC EE EG ES FI GB GD GE GH GM HR HU ID IL IN IS JP KE KG KP KR KZ LC LK LR LS LT LU LV MA MD MG MK MN MW MX MZ NA NI NO NZ OM PG PH PL PT RO RU SC SD SE SG SK SL SY TJ TM TN TR TT TZ UA UG US UZ VC VN YU ZA ZM ZW

AL Designated countries for regional patents

Kind code of ref document: A1

Designated state(s): BW GH GM KE LS MW MZ NA SD SL SZ TZ UG ZM ZW AM AZ BY KG KZ MD RU TJ TM AT BE BG CH CY CZ DE DK EE ES FI FR GB GR HU IE IT LU MC NL PL PT RO SE SI SK TR BF BJ CF CG CI CM GA GN GQ GW ML MR NE SN TD TG

121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application
WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2004731853

Country of ref document: EP

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2004238885

Country of ref document: AU

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 4989/DELNP/2005

Country of ref document: IN

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2006529419

Country of ref document: JP

Ref document number: 2525926

Country of ref document: CA

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 11280679

Country of ref document: US

Ref document number: 1020057021859

Country of ref document: KR

Ref document number: 2004813480X

Country of ref document: CN

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2004238885

Country of ref document: AU

Date of ref document: 20040510

Kind code of ref document: A

WWP Wipo information: published in national office

Ref document number: 2004238885

Country of ref document: AU

WWP Wipo information: published in national office

Ref document number: 1020057021859

Country of ref document: KR

WWP Wipo information: published in national office

Ref document number: 2004731853

Country of ref document: EP

WWP Wipo information: published in national office

Ref document number: 11280679

Country of ref document: US

DPEN Request for preliminary examination filed prior to expiration of 19th month from priority date (pct application filed from 20040101)
ENP Entry into the national phase

Ref document number: PI0410420

Country of ref document: BR