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WO1997038141A1 - Smelting reduction apparatus and method of operating the same - Google Patents

Smelting reduction apparatus and method of operating the same Download PDF

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Publication number
WO1997038141A1
WO1997038141A1 PCT/JP1997/001142 JP9701142W WO9738141A1 WO 1997038141 A1 WO1997038141 A1 WO 1997038141A1 JP 9701142 W JP9701142 W JP 9701142W WO 9738141 A1 WO9738141 A1 WO 9738141A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
slag
furnace
furnace body
tuyere
oxygen
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/JP1997/001142
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Hiroshi Ichikawa
Makoto Takahashi
Shiro Hora
Masahide Nagatomi
Koetsu Horikawa
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.)
Nippon Steel Corp
Nippon Steel Plant Designing Corp
Original Assignee
Nittetsu Plant Designing Corp
Nippon Steel Corp
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
Priority claimed from JP8397796A external-priority patent/JPH09272907A/ja
Priority claimed from JP8397696A external-priority patent/JPH09272906A/ja
Priority claimed from JP31518996A external-priority patent/JPH10158707A/ja
Priority claimed from JP32011096A external-priority patent/JPH10158708A/ja
Priority claimed from JP34635396A external-priority patent/JPH10183214A/ja
Priority claimed from JP34635296A external-priority patent/JPH10183213A/ja
Application filed by Nittetsu Plant Designing Corp, Nippon Steel Corp filed Critical Nittetsu Plant Designing Corp
Priority to EP97914586A priority Critical patent/EP0905260A1/en
Publication of WO1997038141A1 publication Critical patent/WO1997038141A1/ja
Anticipated expiration legal-status Critical
Ceased legal-status Critical Current

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    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27DDETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D3/00Charging; Discharging; Manipulation of charge
    • F27D3/16Introducing a fluid jet or current into the charge
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B11/00Making pig-iron other than in blast furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0006Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state
    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27BFURNACES, KILNS, OVENS OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B3/00Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Electric arc furnaces ; Tank furnaces
    • F27B3/04Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Electric arc furnaces ; Tank furnaces of multiple-hearth type; of multiple-chamber type; Combinations of hearth-type furnaces
    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27BFURNACES, KILNS, OVENS OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B3/00Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Electric arc furnaces ; Tank furnaces
    • F27B3/10Details, accessories or equipment, e.g. dust-collectors, specially adapted for hearth-type furnaces
    • F27B3/22Arrangements of air or gas supply devices
    • F27B3/225Oxygen blowing
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/10Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
    • Y02P10/134Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen

Definitions

  • the present invention relates to a smelting reduction facility for directly producing molten metal by adding a metal raw material, a carbonaceous material and a solvent to a furnace body, and blowing pure oxygen and Z or an oxygen-enriched gas, and a method for operating the same.
  • a metal raw material, carbonaceous material, and a solvent are added to the furnace body, and pure oxygen and Z or an oxygen-enriched gas are blown into the slag to reduce the metal oxide in the metal raw material in the slag.
  • This is a direct manufacturing method.
  • a high-temperature combustible gas of about 1,500 to 1,800 ° C is generated from the smelting reduction furnace.
  • a two-stage reduction method for example, JP-A-57-120607, JP-A-61-96019, etc.
  • addition of an unreduced iron raw material, carbonaceous material and a solvent to the furnace body, and based on changing the iron oxide in the iron raw material in the medium, CO gas in the combustion gas generated from the furnace body, to complete combustion of H 2 gas in the waste heat boiler, the sensible heat of the combustion gas, the latent heat steam
  • One-stage method of converting and recovering and generating power for example, JP-A-1-502276, JP-A-63-65011, JP-A-63-65007, JP-A-61-279608, No. 60-9815).
  • the two-stage method has the advantage of higher energy efficiency than the one-stage method, it requires a preliminary reduction furnace such as a packed-bed method or a fluidized-bed method, which complicates the equipment and increases the capital investment.
  • a preliminary reduction furnace such as a packed-bed method or a fluidized-bed method
  • pure water is introduced into the slag through the lower tuyere, which extends horizontally through each of the two long sides of the furnace body having a rectangular cross section and is arranged toward the slag.
  • a structure for blowing oxygen and / or oxygen-enriched gas has been proposed in Japanese Patent Application Laid-Open No. 1-502276.
  • the proposed furnace structure has the following first problem.
  • Pure oxygen and Z or oxygen-enriched gas are introduced into the slag through the lower tuyere, which extends horizontally through each of the two long sides of the furnace body with a rectangular cross section and is arranged toward the slag.
  • Japanese Patent Application Laid-Open No. 60-9815 proposes a method of controlling the amount of slag and limiting the slag composition and the amount of free carbon for smelting reduction.
  • Japanese Patent Application Laid-Open No. 61-279608 proposes a method using a melting reduction furnace having a tuyere for blowing oxygen or an oxygen-enriched gas into the furnace and an oxygen upper blowing lance, and a refractory lined on a furnace wall. ing.
  • the molten gas particles are blown up into the slag by the inert gas blown from the tuyere below the metal bath surface, and the slag flows from the tuyere located above the metal bath surface and below the slug surface. Re-oxidized by oxygen or oxygen-enriched gas blown into the reactor, which hinders the reduction rate, that is, the production rate o
  • the tuyere below the metal bath has high heat capacity and heat conductivity of the molten metal. Because it is too hard to use a water-cooled structure, it must be replaced with a consumable tuyere, so it must be replaced frequently.
  • the furnace structure proposed above has the following second problem.
  • the slag located above the lower tuyere is vigorously agitated because there is no tuyere below the metal bath that blows the inert gas to stir the aforementioned metal.
  • the molten metal bath located below the tuyere and the interface between the molten metal and the slag are extremely quiet.
  • the amount of heat transfer from the secondary combustion zone to the slag is large, and the reduction reaction in the slag proceeds, but the amount of heat transfer from the slag to the molten metal is small.
  • the temperature difference of the metal increases.
  • the temperature of the molten metal discharged from the furnace is specified due to restrictions in the lower process, so if the temperature difference between the slag and the molten metal is large, the temperature of the slag must be increased by that amount However, the temperature of the combustible gas discharged from the furnace increases accordingly.
  • the discharge from the slag and the furnace is smaller than when there is no temperature difference between the slag and the molten metal.
  • Extra energy is required to raise the temperature of the combustible gas to be produced by about 100, and the carbonaceous material and the oxygen consumption rate increase accordingly.
  • FIG. 13 is a longitudinal sectional view showing a furnace body structure of a conventional smelting reduction facility proposed in JP-A-1-502276
  • FIG. 14 is an A-A sectional view of FIG. Fig. 15 is a cross-sectional view taken along the line B-B in Fig. 13 o
  • Furnace 1 is fixed to foundation 2, the inside of the furnace is lined with water-cooled panel 3 and refractory 4, and the upper part of furnace 1 is a material inlet for adding iron raw material, carbonaceous material, and medium solvent 5 and a gas outlet 6 for discharging combustible gas generated from the furnace body are provided.
  • Hot metal 7 accumulates at the bottom of furnace 1, and slag (foaming slag) 8 having a lower specific gravity than hot metal 7 accumulates at the top of hot metal 7, and hot metal 7 passes through hot metal pool 9 through tap hole 1. From 1, the slag is continuously or intermittently discharged from the slag port 12 via the slag reservoir 10.
  • Iron oxide (Fe 2 O 3 ) in the iron raw material input from the raw material input port 5 is also slag due to the carbon content in the carbonaceous material input from the raw material input port 5. In Fig. 8, it is reduced by the reactions shown in the following equations (1) and (2).
  • the slag of the reaction heat of the equations (4) and (5) in the secondary combustion zone 16 must be increased in order to increase the amount of reduction in the unit carbon consumption when the secondary combustion rate in the furnace increases. It is effective to increase the amount of transfer to the slag, that is, to sufficiently agitate the slag in the vertical direction, but the heat transfer from the secondary combustion zone 16 to the slag 8 is radiative heat transfer and convective heat transfer. Since the amount of heat transfer is also a function of the difference between the ambient temperature in the secondary combustion zone 16 and the temperature of the slag 8, it is extremely effective to reduce the temperature difference between the hot metal 7 and the slag 8 as much as possible and to lower the temperature of the slag 8. It is.
  • Each of the two long sides 18 of the furnace body having a rectangular horizontal section penetrates at right angles to the long side 18 and passes through the lower tuyere 13 arranged toward the slag.
  • the slag 8 is in the vertical direction (arrow in Fig. 13) and the short side 19 of the furnace body with a rectangular horizontal section (Fig. 15). (Arrow), but hardly flows in the direction of the long side 18 of the furnace body whose horizontal cross section is rectangular.
  • FIG. 28 is a longitudinal sectional view of a furnace body structure showing another conventional smelting reduction facility proposed in Japanese Patent Laid-Open No. 1-502276 from another viewpoint
  • FIG. 29 is a sectional view taken along line A-A of FIG.
  • FIG. 30 is a sectional view taken along line BB of FIG.
  • parts corresponding to FIGS. 13 to 15 are denoted by the same reference numerals.
  • reaction heat of the equations (4) and (5) in the secondary combustion zone 16 must be calculated. It is effective to increase the amount of transfer to the slag 8, that is, to perform sufficient up and down stirring of the slag.
  • the interval of the lower tuyere 13: L is set to be approximately equal to the spread width of the gas blown from the lower tuyere 13 on the upper surface of the slag 8: L 3 .
  • blowing gas in a horizontal direction through the tuyere toward the molten iron 7 and the slag 8 blowing horizontal reach of Gas: L 4 are, and the child proportional to Fr number of (1 Z 3) cube , Iron and steel, 61 (1975), No. 4, etc.
  • the Fr number is obtained by the following equation (7).
  • V g Gas ejection speed d: Tuyere diameter g: Gravitational acceleration Therefore, if the gas injection speed V g is increased by increasing the amount of blown gas or by reducing the tuyere diameter: d , Blown gas Horizontal reach: by L 4 the size rather force blown Write-gas quantity and the gas pressure can Toka child limited, naturally or limitations.
  • the slag is agitated almost uniformly over the entire region except for the portion in contact with the long side 18 of the rectangular furnace body, that is, ascending flow is generated.
  • the length of the short side direction of horizontal section at the height of the lower tuyeres of the furnace body twice the horizontal reach of the gas blowing L 5: 2 XL 4 substantially equal rather Naru like I have to.
  • the length of the horizontal section in the short side direction at the height of the lower tuyere is made smaller than the length of the upper side of the furnace body in the short side direction, and a part of the wall constituting the long side of the furnace body is reduced.
  • furnace body structure shown in Figs. 28 and 30 still has the following problems.
  • this type of furnace structure is constructed by adding a metal raw material and carbon material to the molten slag 8 in the furnace through the raw material inlet 5 arranged at the upper part of the furnace body as described above, and After the material, that is, the metal oxide is melted, a reduction reaction occurs with the carbon material.To promote the reduction reaction, a carbon material 20 having a lower specific gravity than the slag 8 Is important.
  • Gas slug 8 Spreading width in the plane to have substantially equal Ku becomes way as L 3, substantially uniformly increased flow to the slag over the entire area other than the portion in contact with the short sides 1-9 of the furnace body occurs, slag 8 At the bath surface, a horizontal flow from the center of the furnace toward the short side 19 of the furnace body occurs, and a downward flow occurs near the short side 19 of the furnace body.
  • the slag 8 has a rising flow at the center of the furnace, and the slag 8 bath surface portion extends from the furnace center to the long side 18 of the furnace body.
  • a horizontal flow occurs, and a downward flow occurs near the long side 18 of the furnace body. Therefore, the carbon material 20 having a lower specific gravity than the molten slag 8 due to the horizontal flow from the furnace center to the long side 18 of the furnace at the bath surface of the slag 8 as shown in Fig. 30 It is washed down in the direction of the long side 18 of the furnace body, and floats and stays near the long side 18 of the furnace body on the bath surface of the slag 8.
  • the furnace surface of the slag 8 floats and stays over the entire circumference of the long side 18 and the short side 19 of the furnace body.
  • a large amount of the carbonaceous material 20 tends to float and stay at the corner 21 of the furnace body at the bath surface portion of the slag 8 due to the interaction between the two.
  • the carbon material 20 is entrained and suspended in the molten slag 8 by floating and staying around the long side 18 and short side 19 of the furnace body in the bath surface part of the slag 8.
  • the reduction reaction rate between the metal material in the molten slag 8 that is, the metal oxide and the carbonaceous material 20 is relatively slow.
  • the suspension capacity of the carbonaceous material 20 in the central part of the furnace body in the direction of the long side 18 of the slag 8 and the short side 19 of the furnace body where the carbonaceous material 20 descends on the downward flow of the slag By comparison, the reduction reaction between the metal material in the slag 8, that is, the metal oxide, and the carbonaceous material 20 in the slag 8 is shorter in the short side of the furnace body than in the central part in the long side 18 direction of the furnace body. There is a tendency to be larger near.
  • the reduction reaction is an endothermic reaction, and it is necessary to supply heat during the reaction.
  • the reduction reaction takes place closer to the short side 19 of the furnace body than to the central part in the long side 18 direction of the furnace body. Is not good.
  • FIG. 37 shows a prior art furnace proposed in Japanese Patent Application Laid-Open No. 1-502276.
  • FIG. 38 is a longitudinal sectional view showing the body structure from yet another viewpoint, and FIG. 38 is an AA sectional view thereof.
  • the amount of heat transfer from the headspace 16 to the foamed slag 8 is a function of the difference between the ambient temperature of the headspace 16 and the temperature of the foamed slag 8, it is necessary to increase the heat transfer. Requires a certain difference between the ambient temperature of the upper space 16 and the temperature of the foamed slag 8.
  • the combustion discharged from the furnace is compared with the case where the temperature difference between the ambient temperature of the headspace 16 and the temperature of the foamed slag 8 is not present.
  • the extra energy required to raise the temperature of the anaerobic gas by about 200 ° C will be required, which will increase the carbonaceous material and oxygen intensity.
  • the upper space 16 needs a certain volume, and the water cooling panel 3 in the area facing the upper space 16 is required.
  • the area is inevitably increased to some extent, the amount of heat extracted from the water-cooled panel 3 increases, so that the carbonaceous material and the oxygen source unit further increase.
  • the smelting reduction reaction mainly occurs at the interface between the foamed slag 8 and the carbonaceous material, and the reaction is based on the area of the interface between the foamed slag 8 and the carbonaceous material. It is considered to be proportional to Therefore, in order to improve the productivity by the smelting reduction method, it is preferable to use a small-diameter or powdery carbonaceous material having a large interface area. Further, it is preferable to use a small-diameter or powdery gold raw material that is easy to melt because the raw metal is quickly melted and turned into slag. In addition, regarding the price of metal raw materials and carbon materials, it is actually the case that powdery materials are cheaper than lump materials, and the cost of manufacturing is to use inexpensive powdery materials effectively. Very effective in reducing
  • the powdered carbonaceous material since the powdered carbonaceous material has a lower specific gravity than slag, it also floats on the upper surface of the slag after reaching foamed slag 8, and the proportion of combustible gas generated from the slag is removed by the rising airflow. I do.
  • the gas blown from the tuyere below the metal bath blows up the molten metal particles into the slag, and is reoxidized by oxygen or oxygen-enriched gas blown into the slag from the upper lance to improve the reduction rate. That is, it hinders the improvement of the production speed and increases the amount of metal scattered with the combustible gas.
  • a first object of the present invention is to provide a smelting reduction facility capable of flexibly responding to an increase or decrease in the production amount and capable of increasing the short side length of the horizontal section at the height of the lower tuyere when the production amount of hot metal increases. It is to provide.
  • a second object of the present invention is to stir the slag just above the interface between the molten metal and the slag without blowing gas from the tuyere below the metal bath to stir the metal, and Increases the relative velocity of the metal and increases the amount of heat transfer from the slag to the molten metal, resulting in a decrease in the temperature of the slag and molten metal.
  • the objective is to provide a smelting reduction facility that reduces the difference.
  • the third object of the present invention is, as a first point, to increase the production amount by flowing the slag also in the long side direction of the furnace body having a rectangular horizontal cross section, that is, to increase the production amount, that is, to make the horizontal cross section rectangular. It is an object of the present invention to provide a smelting reduction facility that can use only one raw material input port even when the long side of the furnace body is enlarged.
  • the third object of the present invention is, as a second point, to prevent the gas from being blown from the tuyere below the hot metal bath in order to stir the metal, and to prevent the gas from being blown from just above the interface between the hot metal and the slag.
  • Slag and hot metal increasing the relative speed of the slag and hot metal, increasing the heat transfer from the slag to the hot metal, and consequently reducing the temperature difference between the slag and the hot metal.
  • a fourth object of the present invention is, as a first point, that a large amount of carbonaceous material floats near the furnace side of the slag bath surface, that is, near the long side and short side of the furnace body having a rectangular horizontal section.
  • the fourth object of the present invention is, as a second point, to increase the amount of suspended carbon material in the central portion of the furnace body of the slag in the long side direction and to make the suspended concentration of the carbon material in the slag uniform.
  • the metal material in the molten slag that is, metal oxide
  • An object of the present invention is to provide a smelting reduction facility capable of promoting a reduction reaction between carbon and carbon materials.
  • a fifth object of the present invention is to reduce the difference between the ambient temperature of the upper space and the temperature of the foamed slag, thereby reducing the amount of sensible heat of the combustible gas and the amount of heat removed from the water-cooled panel facing the upper space. Accordingly, it is an object of the present invention to provide a method of operating a smelting reduction facility and a furnace structure thereof, which can reduce the carbonaceous material and the oxygen consumption rate as a result.
  • a sixth object of the present invention is to reduce production costs and improve productivity by effectively using inexpensive powdery metal raw materials and carbon materials at good yields.
  • An object of the present invention is to provide a method of operating equipment and a furnace body structure thereof.
  • the purpose is to provide a furnace body structure having one or two material inlets.
  • a metal raw material, a carbonaceous material, and a solvent are added to a furnace body having a rectangular horizontal cross section, and each of the two long sides of the rectangular furnace body is added.
  • Oxygen and oxygen or an oxygen-enriched gas is blown into the slag through the lower tuyere, which is directed toward the slag, passing through the slag in the horizontal direction.
  • a furnace structure of a smelting reduction facility wherein a bottom tuyere is arranged near the center in the lateral direction, and an inert gas is blown into the molten metal from the bottom tuyere.
  • the total height of the molten metal and slag H
  • the horizontal reach of the gas blown into the slag through the lower tuyere L3
  • the spread angle of the gas blown from the bottom tuyere 2
  • the short-side direction of the length of the horizontal section at the height of the lower tuyeres of the furnace body L, a 2 x L 3 ⁇ L, to ⁇ 2 (L 3 + HX t an ⁇ ).
  • a bottom tuyere is arranged near the center of the bottom surface of the furnace body in the short side direction, and an inert gas is blown into the hot metal from the bottom tuyere.
  • a metal raw material, a carbonaceous material and a solvent are added to the furnace body, and the furnace body is penetrated in the horizontal direction and disposed toward the slag.
  • Oxygen and Z or an oxygen-enriched gas are blown into the slag through the flared tuyere to produce molten metal directly.
  • the lowermost tuyere oriented 0 to 45 ° downward from the horizontal is installed on the side wall of the furnace up to the position corresponding to the interface of the molten metal, and the inert gas is blown from the lowermost tuyere.
  • the furnace body side wall portion below the lower tuyere and up to a position corresponding to the interface between the slag and the molten metal in the furnace extends from horizontal to downward.
  • the lower tuyeres oriented at 0 to 45 ° are provided, and the inert gas is blown from the lower tuyeres. From the tuyeres below the metal bath to stir the metal, Without blowing gas, the slag just above the interface between the molten metal and the slag was agitated, the relative speed between the slag and the molten metal was increased, and the heat transfer from the slag to the molten metal was increased. As a result, the temperature difference between the slag and the molten metal can be reduced. This has the following advantages.
  • the temperature of the combustible gas discharged from the furnace can be reduced, and if the refractory is lined in the area facing the secondary combustion zone on the inner surface of the furnace, the wear rate of the refractory can be reduced, The frequency of repairs or replacements decreases ⁇
  • a metal raw material, a carbonaceous material, and a solvent are added to a furnace main body having a rectangular horizontal cross section, and the furnace body is penetrated in a horizontal direction through a long side of the furnace body.
  • Oxygen and / or oxygen-enriched gas is blown into the slag through the lower tuyere arranged toward the slag to directly produce the molten metal. From 15 to 45 in the opposite direction to the material inlet.
  • a furnace structure of a smelting reduction facility characterized by being oriented is provided.
  • the lower tuyere was directed sideways from a direction perpendicular to the long side of the furnace body by 15 to 45 ° in a direction opposite to the material inlet. This has the following advantages. (1) By flowing the slag above the lower tuyere in the direction opposite to the material population in the direction of the long side of the furnace with a rectangular horizontal section, the iron material and carbon material concentration in the slag can be reduced.
  • the slag below the lower tuyere flows in the opposite direction to the slag above the lower tuyere, that is, in the direction of the raw material inlet, and the slag flows below the metal bath surface to stir the metal. Without blowing gas from the tuyere, the slag just above the interface between the hot metal and the slag flows, increasing the relative velocity between the slag and the hot metal, increasing the heat transfer from the slag to the hot metal, As a result, it is possible to reduce the temperature difference between the slag and the molten metal. This has the following advantages.
  • the temperature of the slag and the combustible gas discharged from the furnace can be reduced, and if the water-cooled panel is lined in the area facing the secondary combustion zone and the slag inside the furnace, the heat removal of the water-cooled panel decreases. However, carbon and oxygen intensity decrease by the amount of heat.
  • a metal raw material, a carbonaceous material, and a medium solvent are added to a furnace body having a rectangular horizontal section, and Oxygen and / or oxygen-enriched gas is blown into the slag through the lower tuyere, which passes through the long side of the body horizontally and is directed toward the slag, to produce molten metal directly in the lower tuyere.
  • L 6 is set to 2 x H xt an ⁇ ⁇ L 6 ⁇ 6 x H x t an 0, and the distance from the lower tuyere closest to the short side of the rectangular furnace body to the short side of the furnace body: L 2.
  • the interval between the lower tuyeres: L is 2 XHX tan ⁇ ⁇ L! ⁇ 4 x H xt an 0 and the distance from the lower tuyere closest to the short side of the rectangle to the short side of the rectangular furnace body: L 2 to L 2 Let ⁇ H x tan 0.
  • the horizontal section at the height of the lower tuyeres of the furnace body is set to 2 x L 4 ⁇ L ⁇ 4 XL, and the long side of the rectangular furnace body is composed of vertical walls.
  • a rectangular furnace body is disposed horizontally above the lower tuyere and on a long side and / or a short side thereof up to a position corresponding to the upper surface of the slag in the furnace.
  • a nozzle for injecting gas into the slug will be provided.
  • the corner of the furnace body with a horizontal cross section or rectangle is chamfered or rounded.
  • the rectangular furnace body The distance between the two pairs of lower tuyeres in the central part in the long side direction: L s is 2 x H x tan ⁇ ⁇ L ⁇ 6 x H x tan ⁇ and the closest to the short side of the rectangular furnace body Distance from the lower tuyere to the short side of the furnace body: By setting L 2 to L 2 ⁇ HX tan 0, ascending flow of slag occurs near the short side of the furnace body, Downflow of the slag occurs at the center in the long side direction, and horizontal flow from the short side of the furnace toward the center of the furnace along the long side occurs at the slag bath surface.
  • the carbon material which has a lower specific gravity than the slag, or the horizontal flow from the short side of the furnace body to the center of the furnace body in the long side direction at the bath surface of the slag, It is swept away in the center of the body along the long side, and floats near the center of the slag bath surface in the long side of the furnace.
  • the carbonaceous material suspended near the center of the furnace body in the long side direction has relatively low frictional resistance on the furnace side. Wrapped around And the amount of suspended carbon material in the slag increases.
  • the interval of the lower tuyere: L is 2 XHX tan ⁇ ⁇ L, ⁇ 4 XHX tan S, and the distance from the lower tuyere to the short side of the rectangular furnace body:
  • L 2 is 2 XHX tan ⁇ ⁇ L, ⁇ 4 XHX tan S, and the distance from the lower tuyere to the short side of the rectangular furnace body:
  • the carbonaceous material which has a lower specific gravity than the slag, flows in the horizontal direction from just above each lower tuyere to near the center between each lower tuyere on the bath surface of the slag, It is washed off near the center between the lower tuyeres and floats near the center between each lower tuyere of the bath surface of the slag.
  • the carbonaceous material floating near the center between each lower tuyere relatively easily rides the downward flow of slag near the center between each lower tuyere because there is no frictional resistance on the furnace side. O
  • the suspended carbon material in the slag increases.
  • the horizontal reach of the blowing gas is blown into the slag through the lower tuyeres and L 4, the short-side direction of the horizontal section at the height of the lower portion tuyeres of the furnace body length: Ri I L 5 to the child and 2 x L 4 ⁇ L 5 ⁇ 4 XL 4, the upper temperature fluidity of slag is generated near the longer sides of the furnace body, in the short side direction of the furnace body A downward flow of slag occurs in the central part, and a horizontal flow from the long side of the furnace toward the central part in the short side of the furnace occurs at the bath surface of the slag.
  • the carbonaceous material which has a lower specific gravity than the slag, is flown in the horizontal direction from the long side of the furnace to the center of the short side of the furnace at the bath surface of the slag. It is swept away toward the center of the short side of the furnace, and floats near the center of the furnace body in the short side of the bath surface of the slag. Charcoal suspended near the center in the short side direction of the furnace body Since the material has no frictional resistance on the side of the furnace, it is relatively easy to ride on the downward flow of the slag near the center in the short side direction of the furnace body and is caught in the slag, and the amount of carbon material suspended in the slag Increase.
  • the rectangular furnace body extends horizontally to the slag on the long side and / or short side of the rectangular furnace body up to the position corresponding to the upper surface of the slag in the furnace above the lower tuyere.
  • the carbon material which has a lower specific gravity than the slag, can be used at the slag bath surface from the long side of the rectangular furnace body to the center of the furnace body from the long side or the short side. Slag is relatively easy to ride on the downward flow of the slag because there is no frictional resistance on the furnace side, and is caught in the slag and suspended in the slag.
  • the corners of the furnace body whose rectangular cross section is rectangular are chamfered or rounded, and especially the slugs where a large amount of carbonaceous material tends to stay
  • the corner area of the furnace body in the bath surface portion By reducing the corner area of the furnace body in the bath surface portion, the amount of carbon material floating on the bath surface portion of the slag is reduced, and the amount of carbon material suspended in the slag is relatively increased.
  • the suspension concentration of the carbon material in the central part of the furnace body in the long side direction is made higher than that in the vicinity of the short side of the furnace body, so that it is cooled by the water cooling panel. According to Fig. 7, it is possible to make the reduction rate of the carbon material in the central part in the long side direction of the furnace body that is not longer than that near the short side 17 of the furnace body cooled by the water cooling panel.
  • a metal raw material, a carbon material, and a solvent are added to a furnace body lined with a water-cooled panel, and Oxygen and / or oxygen-enriched gas is blown into the slag through the lower tuyere, which penetrates the side of the body horizontally and is directed toward the slag, and the upper wing, which is disposed through the furnace body
  • Oxygen and / or oxygen-enriched gas is blown into the slag through the lower tuyere, which penetrates the side of the body horizontally and is directed toward the slag, and the upper wing, which is disposed through the furnace body
  • a method for operating a smelting reduction facility characterized in that the upper tuyere and the tip of the Z or upper lance are arranged at a position, and oxygen and Z or an oxygen-enriched gas is blown into the slag in the furnace.
  • the upper tuyere and the tip of the Z or upper lance are arranged above the lower tuyere and up to a height corresponding to the upper surface of the slag in the furnace.
  • Foaming slag The CO gas and hydrogen content in the carbonaceous material generated in the secondary combustion in the slag by the oxygen blown into the slag through the upper tuyere, heat transfer from the upper space to the slag is required As a result, it is possible to reduce the temperature difference between the slag and the combustible gas without blowing gas from the tuyere below the metal bath to agitate the metal. Become. This has the following advantages.
  • the temperature of the combustible gas discharged from the furnace can be reduced, the heat removal of the water-cooled panel in the area facing the upper space inside the furnace decreases, and the amount of carbonaceous material and oxygen consumption decrease by the amount of heat .
  • a method for directly producing molten metal by adding a metal raw material, a carbonaceous material, and a solvent to a furnace body.
  • oxygen and / or oxygen-enriched gas is blown into the slag through a lower tuyere passing through each of the two long sides of the furnace body having a rectangular horizontal cross section and disposed toward the slag.
  • a lance with its tip arranged above the tuyere and up to the height corresponding to the upper surface of the slag in the furnace is provided, and it is necessary to blow carbon and / or metal materials into the slag in the furnace.
  • a method for operating a smelting reduction facility is provided.
  • the carbonaceous material and the Z or metal raw material are preliminarily sieved, and the powdery carbonaceous material and / or the metal raw material are blown from the above-mentioned lance, and the lumpy carbonaceous material and / Or Inject metal raw materials through the raw material inlet provided in the upper part of the furnace body.
  • the two long sides of a furnace body having a rectangular horizontal cross section are used.
  • H the height from the lower tuyere to the slag outlet is H
  • H the height from the lower tuyere to the upper tuyere and the tip of the Z or upper lance: H 3 ⁇ H! ⁇ H
  • one raw material charging roller is provided at one end of the upper surface of the furnace main body in the long side direction, and a lance for blowing the powdery carbonaceous material and the raw material or the metal raw material is extended. It is arranged at the other end in the side direction.
  • the two raw material charging rollers are placed on the furnace body. It is arranged at both ends in the long side direction of the surface, and a lance for blowing powdery carbonaceous material and Z or gold raw material is arranged at the center in the long side direction.
  • the Z or iron raw material melts and reacts in the slag, does not float on the upper surface of the slag, and the proportion of the combustible gas generated from the slag that is carried away by the upward flow is significantly reduced.
  • the yield of Z or iron raw materials is significantly improved.
  • One raw material charging roller is disposed at one end in the long side direction of the upper surface of the furnace main body, and the lance for injecting the powdery carbon material and / or the iron raw material is disposed in the long side direction of the upper surface of the furnace main body.
  • the concentration of iron raw material and carbon material in the slag is made uniform in the long side direction, and production is increased. Even if the side is enlarged, it becomes possible to use only one raw material input port, and only one raw material input facility is required, which reduces equipment costs.
  • the furnace body By having only one material inlet, the distance between the material inlet and the gas outlet can be increased, and even if the particle size of the metal material and carbon material is small, the furnace body It is possible to prevent an increase in the amount of metal raw material and carbon material directly scattered on the flow of the combustible gas generated from the fuel.
  • the slug is passed through the lower tuyere that penetrates the side of the furnace horizontally and is arranged toward the slug.
  • Oxygen and / or oxygen-enriched gas is blown into the slag and only the slag is agitated. It is no longer blown up, is not reoxidized by oxygen or oxygen-enriched gas blown from the upper tuyere, and improves the reduction rate, that is, increases the production rate and scatters with the combustible gas. Metal content is reduced.
  • FIG. 1 is a cross-sectional view showing one embodiment of a furnace structure of a smelting reduction facility according to the first invention
  • FIG. 2 is a longitudinal sectional view of the furnace body structure of FIG.
  • FIG. 3 is a cross-sectional view showing a conventional furnace body structure proposed in Japanese Patent Laid-Open No. 1-502276,
  • FIG. 4 is a cross-sectional view showing the furnace body structure of FIG. 3 in which the length in the short side direction is increased
  • FIG. 5 is a cross-sectional view showing one embodiment of the furnace body structure of the smelting reduction facility according to the second invention
  • FIG. 6 is a longitudinal sectional view of the furnace body structure of FIG. 5,
  • FIG. 7 is a cross-sectional view showing another embodiment of the furnace body structure of the smelting reduction facility according to the second invention.
  • Fig. 8 is an enlarged sectional view of the tuyere part where the lower tuyere and the lowermost tuyere of Fig. 7 are integrated.
  • FIG. 9 is a cross-sectional view showing a conventional furnace body structure proposed in Japanese Patent Application Laid-Open No. 1-502276 from another viewpoint.
  • FIG. 10 shows an embodiment of the furnace structure of the smelting reduction facility according to the third invention.
  • FIG. 11 is a cross-sectional view taken along line A--A in FIG.
  • FIG. 12 is a cross-sectional view taken along line B_B of FIG.
  • FIG. 13 is a vertical cross-sectional view showing the furnace body structure of the prior art proposed in Japanese Patent Laid-Open No. 1-502276 from another viewpoint.
  • FIG. 14 is a cross-sectional view taken along line A--A in FIG.
  • FIG. 15 is a cross-sectional view taken along line B--B in FIG.
  • FIG. 16 is a longitudinal sectional view showing one embodiment of the furnace body structure of the smelting reduction facility according to the first aspect of the fourth invention.
  • FIG. 17 is a cross-sectional view taken along line A--A in FIG.
  • FIG. 18 is a cross-sectional view taken along line B--B in FIG.
  • FIG. 19 is a longitudinal sectional view showing one embodiment of the furnace body structure of the smelting reduction facility according to the second aspect of the fourth invention.
  • FIG. 20 is a cross-sectional view taken along line A--A in FIG.
  • FIG. 21 is a cross-sectional view taken along line B—B in FIG.
  • FIG. 22 is a longitudinal sectional view showing one embodiment of the furnace body structure of the smelting reduction facility according to the third aspect of the fourth invention.
  • FIG. 23 is a cross-sectional view taken along line A--A in FIG.
  • FIG. 24 is a cross-sectional view taken along line B--B in FIG.
  • FIG. 25 is a longitudinal sectional view showing one embodiment of the furnace body structure of the smelting reduction facility according to the fourth and fifth aspects of the fourth invention.
  • FIG. 26 is a cross-sectional view taken along line A--A in FIG.
  • FIG. 27 is a cross-sectional view taken along line B—B in FIG.
  • FIG. 28 is a longitudinal cross-sectional view showing the furnace body structure of the prior art proposed in Japanese Patent Application Laid-Open No. 1-502276 from another viewpoint.
  • FIG. 29 is a cross-sectional view taken along line A--A in FIG.
  • FIG. 30 is a cross-sectional view taken along line B--B in FIG.
  • FIG. 31 is a longitudinal sectional view showing one embodiment of the furnace body structure of the smelting reduction facility according to the fifth invention
  • FIG. 32 is a cross-sectional view taken along line A-A of FIG.
  • FIG. 33 is a longitudinal sectional view showing another embodiment of the furnace structure of the smelting reduction facility according to the fifth invention.
  • FIG. 34 is a cross-sectional view taken along line A--A in FIG.
  • FIG. 35 is a longitudinal sectional view showing still another embodiment of the furnace structure of the smelting reduction facility according to the fifth invention.
  • FIG. 36 is a cross-sectional view taken along line A--A of FIG.
  • FIG. 37 is a longitudinal cross-sectional view showing the prior art furnace body structure proposed in Japanese Patent Application Laid-Open No. 1-502276 from another viewpoint.
  • FIG. 38 is a cross-sectional view taken along line A--A of FIG.
  • FIG. 39 is a longitudinal sectional view showing one embodiment of the furnace body structure of the smelting reduction facility according to the sixth invention.
  • FIG. 40 is a cross-sectional view taken along line A--A of FIG.
  • FIG. 41 is a cross-sectional view taken along line B--B in FIG.
  • FIG. 42 is a longitudinal sectional view showing another embodiment of the furnace body structure of the smelting reduction facility according to the sixth invention.
  • FIG. 43 is a cross-sectional view taken along line A-A in FIG.
  • FIG. 44 is a cross-sectional view taken along line BB of FIG. BEST MODE FOR CARRYING OUT THE INVENTION
  • FIG. 1 is a cross-sectional view showing a furnace structure of a smelting reduction facility according to the first invention
  • FIG. 2 is a longitudinal sectional view of the furnace structure of FIG. Figure 3 shows the furnace structure of the smelting reduction facility of the prior art proposed in Japanese Patent Application Laid-Open No. I-50-2276 ⁇
  • FIG. 4 is a cross-sectional view showing the furnace body structure when the length in the short side direction of the horizontal cross section at the height of the lower tuyere of the furnace body is increased in the conventional smelting reduction facility of FIG. .
  • Furnace 1 is fixed to foundation 2, and the inside of the furnace is lined with water-cooled panel 3 and refractory 4 .
  • raw material inlet 5 for adding iron raw material, carbonaceous material and medium solvent
  • a gas outlet 6 for discharging combustible gas generated from the furnace body is provided.
  • Hot metal 7 accumulates at the bottom of the furnace body 1, and a bubbling slag 8 having a low specific gravity is accumulated at the upper portion of the hot metal 7. Therefore, the slag is discharged from the slag port 12 through the slag reservoir 10 in a continuous manner.
  • Furnace secondary combustion rate (C0 2% + H 2 0%) / (CO2% + C0% +
  • a bottom tuyere is arranged near the center of the bottom surface of the furnace body in the short side direction, and from the bottom tuyere into the hot metal.
  • L the length of the short side direction of the horizontal section at the height of the lower tuyere of the furnace body: L, is set to 2 XLXL, ⁇ 2 X (LHX tan ⁇ )
  • the foamed slag 8 near the center in the short side direction of the horizontal cross section at the height of the lower tuyere is sufficiently stirred.
  • the two long sides of the rectangular furnace body 1 penetrate the long side in the horizontal direction and are arranged toward the slag 8 Oxygen and Z in the slag through the lower tuyere 13
  • the oxygen required for the exothermic reaction of the above formula (3) is exclusively blown from the lower tuyere 13, so that the lower tuyere 15
  • the gas blown from the air only needs to contribute to the stirring of the slag 8 and the hot metal 7 and does not need to contain oxygen.
  • the height from the upper surface of the hot metal 7 in the furnace to the tap hole 11 is H ml
  • the height of the hot metal 7 in the furnace is Hml
  • the height from the upper surface of the hot metal 7 in the furnace to the foaming slag 8 in the furnace H s 2
  • H sl H ml x Y m / Y sl ... (7)
  • H s 2 H ml x Y m / Y s 2- (8) where, Y m : specific gravity of hot metal 7
  • H The total height of the hot metal 7 and the slag 8 within the furnace: H, and the furnace of molten iron 7 Height: from the upper surface of the H m 2 and molten iron 7 in the furnace to the slag 8 foaming furnace Height: H s 2 has the relationship of the following formula.
  • H H m2 + H s 2- (9) Therefore, the height from the furnace bottom to the tap hole 11: H m , + H m2 , and the height from the furnace bottom to the tap hole 12: H sl + Unless H m2 is changed, the total height of hot metal 7 and foaming slag 8 in the furnace: H is kept constant.
  • a bottom tuyere is arranged near the center of the bottom side of the furnace body in the short side direction, and an inert gas is blown into the molten metal from the bottom tuyere.
  • the length of the short side direction of the horizontal section at the height of the lower tuyere that is, the length of the furnace body in the short side direction
  • the length of the horizontal section at the height of the lower tuyere in the long side direction can be increased. That is, it is possible to increase the production of hot metal without increasing the length of the furnace body in the long side direction.
  • the furnace body and refractory can easily absorb thermal expansion.
  • FIG. 5 is a cross-sectional view showing a furnace body structure of one embodiment of the smelting reduction facility according to the present invention
  • FIG. 6 is a longitudinal sectional view of the furnace body structure of FIG.
  • FIG. 7 is a cross-sectional view showing a furnace body structure of another embodiment of the smelting reduction facility according to the present invention
  • FIG. 8 is an enlarged view of a tuyere portion in which a lower tuyere and a lowermost tuyere are integrated. It is sectional drawing.
  • FIG. 9 is a cross-sectional view showing a furnace body structure of a conventional smelting reduction facility proposed in Japanese Patent Application Laid-Open No. 1-502276 from another viewpoint.
  • FIGS. 1 and 2 Parts corresponding to those in FIGS. 1 and 2 are denoted by the same reference numerals.
  • the equations (4) and (5) in the secondary combustion zone 16 are used as described above. It is effective to increase the amount of reaction heat transferred to the slag 8, that is, to sufficiently agitate the slag vertically, but the amount of heat transferred from the secondary combustion zone 16 to the slag 8 is 2 Since it is also a function of the difference between the ambient temperature of the secondary combustion zone 16 and the temperature of the slag 8, it is extremely effective to minimize the temperature difference between the molten metal 7 and the slag 8 and to lower the temperature of the slag 8. Therefore, in the smelting reduction facility according to the second invention shown in FIG.
  • the furnace body side wall portion below the lower tuyere and up to a position corresponding to the interface between the slag and the molten metal in the furnace is directed downward from horizontal.
  • the lowermost tuyere 17 oriented at 0 to 45 ° is disposed on the lowermost tuyere 17, and the inert gas is blown from the lowermost tuyere 17.
  • the slag just above the interface between slag 8 and molten metal 7 Stirring increases the relative speed of slag 8 and molten metal 7 and increases the amount of heat transfer from slag 8 to molten metal 7.
  • the angle is set to 45 D or more, the part of the molten metal 8 that comes into contact with the inert gas blown from the lowermost tuyere 17 The molten metal 7 is blown into the slag 8 and the distance in the height direction from the interface between the slag 8 and the molten metal 7 to the lowermost tuyere 17 is reduced.
  • the downward angle of the lowermost tuyere 17 was It is preferable to set it in the range of 0 to 45 °.
  • the lowermost tuyere 17 since it is preferable that the lowermost tuyere 17 has a water-cooled structure and can be used semi-permanently, the lowermost tuyere 17 is an interface between the slag 8 and the molten metal 7 in consideration of foaming on the upper surface of the molten metal 7. It is preferable to be located about 200 to 1000 marauders above.
  • FIGS. 7 and 8 This is an example in which the lower tuyere 13 and the lowermost tuyere 17 are integrated.
  • the tuyere is located above the interface between the slag 8 and the molten metal 7 in order to avoid the oxygen blown from the lower tuyere 13 from coming into direct contact with the molten metal 7 as described above. ing.
  • the oxygen blown from the lower tuyere 13, that is, the oxygen required for the above reaction formula (3), is used to avoid direct contact with the molten metal 7 as described above.
  • the inert gas blown into the slag in the horizontal direction, while the inert gas blown from the lowermost tuyere 17 is used to agitate the slag just above the interface between the slag 8 and the molten metal 7 from the horizontal. It is blown in a downward direction.
  • the downward angle of the lower tuyere 17 at this time is 30 to 45 because the distance in the height direction from the interface between the slag 8 and the molten metal 7 to the lower tuyere 17 is as large as 1000 mm. It is preferable to be within the range.
  • Table 2 shows an example of the carbonaceous material and the oxygen consumption unit of the smelting reduction facility according to the prior art proposed in JP-A-1-502276 and the second invention.
  • the slag just above the interface between the slag and the molten metal is agitated by arranging the directed lowermost tuyere and blowing the inert gas from the lowermost tuyere.
  • the amount of heat transfer from the slag to the molten metal can be increased, and as a result, the temperature difference between the slag and the molten metal can be reduced.
  • the following effects can be obtained. • The temperature difference between the slag and the molten metal is reduced, and the temperature of the slag and the combustible gas discharged from the furnace can be reduced by that much, and the calorific value decreases the carbonaceous material and oxygen consumption.
  • the temperature of the slag and the combustible gas discharged from the furnace can be lowered, and if the water-cooled panel is lined up in the area facing the secondary combustion zone and the slag inside the furnace, the heat removal of the water-cooled panel decreases. However, the amount of heat reduces the carbonaceous material and oxygen intensity.
  • the rate of wear of the refractory can be reduced, so that repair or repair can be performed. The frequency of replacement is reduced.
  • the molten metal particles are not blown up into the slag, they are not reoxidized by oxygen or oxygen-enriched gas blown into the slag from the lower tuyere, thus improving the reduction rate. That is, the production speed is improved.
  • FIG. 10 is a longitudinal sectional view showing a furnace body structure of one embodiment of the smelting reduction facility according to the third invention.
  • FIG. 11 is a sectional view taken along line A-A of FIG. 10, and
  • FIG. -It is B sectional drawing.
  • a metal material, carbonaceous material, and a solvent are added to a furnace 1 having a rectangular horizontal section, and the long side 18 of the furnace is penetrated in the horizontal direction and disposed toward the slag.
  • Oxygen and / or oxygen-enriched gas is blown into the slag 8 through the lower tuyere 13 to make hot metal 7 directly.
  • the lower tuyere 13 is oriented sideways from a direction perpendicular to the long side of the furnace body, and an angle 0 in a direction opposite to the raw material inlet 5 is 15 to 45. It is oriented to be within the range.
  • the slag above the lower tuyere 13 flows in the direction opposite to the raw material inlet 5 in the direction of the long side 18 of the furnace body having a rectangular horizontal cross section.
  • the slag below the lower tuyere 13 flows in a direction opposite to the slag above the lower tuyere, that is, in the direction of the raw material inlet 5, and the metal bath surface is stirred to stir the metal. Without blowing gas from the lower tuyere, the slag 8 immediately above the interface between the hot metal 7 and the slag 8 was stirred to increase the relative speed between the slag 8 and the hot metal 7, and Cultivate the amount of heat transfer.
  • the lateral angle of the lower tuyere 13 is preferably in the range of 15 to 45 °.
  • Table 3 shows one example of the carbonaceous material and the oxygen consumption rate in the test operation of the smelting reduction facility according to the prior art and the third invention proposed in JP-A-1-1502276.
  • test conditions are as follows.
  • Furnace body area (area of horizontal cross section at the height of lower tuyere 13): 20 m 2 Horizontal angle of lower tuyere 13 0: present invention 30 °, conventional technology 0 ° molten metal raw material type: iron ore
  • the present embodiment has been described for the case of reducing iron, the present invention is also applicable to a smelting reduction facility for non-ferrous metals and iron alloys (for example, chromium, nickel, manganese, etc.) manufactured by a similar smelting reduction method. Needless to say.
  • a metal raw material, a carbonaceous material, and a medium solvent are added to the furnace body, and a lower portion disposed to face the slag through a side surface of the furnace body in a horizontal direction.
  • the lower blades are placed sideways from the direction perpendicular to the side surface of the furnace body in the direction opposite to the raw material inlet and 15- 45 ° pointing.
  • the iron raw material and carbon material concentration in the slag can be increased in the long side direction. Even if the length of the furnace body with a rectangular horizontal cross section is enlarged, the number of raw material inlets can be reduced to one and the number of raw material input facilities can be reduced to one. And equipment costs are reduced.
  • the material inlet and gas outlet can be connected. It is possible to increase the distance, and even if the particle size of the metal raw material and the carbon material is small, the metal raw material and the carbon material that scatter directly to the gas discharge port along with the flow of the combustible gas generated from the furnace body The amount can be prevented from increasing.
  • the slag below the lower tuyere flows in the opposite direction to the slag above the lower tuyere, that is, in the direction of the raw material inlet, and the slag flows below the metal bath surface to stir the metal.
  • the slag just above the interface between the hot metal and the slag flows, increasing the relative velocity between the slag and the hot metal, increasing the amount of heat transfer from the slag to the hot metal.
  • the temperature difference between the slag and the molten metal can be reduced. As a result, the following effects can be obtained.
  • the temperature of the slag and the combustible gas discharged from the furnace can be reduced, and if the water-cooled panel is lined up in the area facing the secondary combustion zone and the slag inside the furnace, the heat removal of the water-cooled panel decreases. However, the amount of heat reduces the carbonaceous material and oxygen intensity.
  • the molten metal particles are not blown up into the slag, they are not re-oxidized by oxygen or oxygen-enriched gas blown into the slag from the lower tuyere, thus improving the reduction rate. That is, the production speed is improved.
  • FIG. 16 is a longitudinal sectional view showing a furnace body structure of one embodiment of the smelting reduction facility according to the first aspect of the fourth invention
  • FIG. 17 is a sectional view taken along line A-A of FIG. 16
  • FIG. FIG. 16 is a sectional view taken along line BB of 16.
  • L 6 is L 3 ⁇ L 3 XL
  • the interval of the lower tuyeres two pairs of the central portion of the long side direction of the furnace body: for the L 6 was defined as L 3 ⁇ L ⁇ 3 L, when the L ⁇ L, the furnace body As the gas blown in from the two pairs of lower tuyeres in the central part in the long side direction of the furnace overlaps with each other on the upper surface of the slag 8, the upward flow of the slag 8 in the central part in the long side direction of the furnace body This is because a downward flow does not occur. Conversely, when L> 3 XL, there is a part that does not flow in the center of the furnace body in the long side direction.
  • the distance from the lower tuyere 13 to the short side 19 of the rectangular furnace body the range from the lower tuyere 13 to the short side 19 of the rectangular furnace body by setting L 2 to L ⁇ LZ 2 Is the gas slurry injected from the lower tuyere 13.
  • L 2 the range from the lower tuyere 13 to the short side 19 of the rectangular furnace body by setting L 2 to L ⁇ LZ 2 Is the gas slurry injected from the lower tuyere 13.
  • the rising flow of the slag 8 occurs near the short side 19 of the furnace body, and at the bath surface part of the slag 8, the furnace body starts from the short side 19 of the furnace body.
  • a horizontal flow is generated toward the central portion in the long side direction.
  • the carbon material 20, which has a lower specific gravity than the slag 8 flows in the bath surface of the slag 8 from the short side 19 of the furnace body to the central part in the long side direction of the furnace body due to the horizontal flow.
  • the slag 8 is washed away toward the center of the furnace body in the long side direction, and floats near the center of the furnace body in the long side direction of the bath surface of the slag 8.
  • the carbonaceous material floating near the center of the furnace body in the long side direction has relatively little frictional resistance on the furnace side, so it relatively easily rides on the downward flow of the slag 8 near the center of the furnace body in the long side direction to produce slag.
  • the amount of suspended carbonaceous material 20 in the slag 8 near the center of the furnace body in the long side direction increases.
  • FIG. 19 is a longitudinal sectional view showing the furnace body structure of one embodiment of the smelting reduction facility according to the second aspect of the fourth invention
  • FIG. 20 is a sectional view taken along line A-A of FIG. 19
  • FIG. 19 is a sectional view taken along line B-B of FIG.
  • the interval between the lower tuyeres 13 is expressed as: L 3 ⁇ L!
  • ⁇ 2 XL a downward flow of the slag 8 occurs in the central portion between the lower tuyeres 13.
  • the interval of the lower tuyere: L is defined as L 3 ⁇ L
  • ⁇ 2 XL is L!
  • L the gas blown from the lower tuyere 13 overlaps with each other on the upper surface of the slag 8 so that This is because the upward flow of the slag 8 is generated in the central portion between the tuyere 13 and the downward flow is not generated.
  • L in the case of a> 2 XL 3 is a want Utame and be part does not flow in the central portion between the lower tuyere 13 each.
  • the distance from the lower tuyeres 13 to the shorter sides 19 of the rectangular furnace body: the L 2 Ri by the child and L 2 ⁇ L 3 2, from the lower tuyeres 13 to the shorter sides 19 of the rectangular furnace body Is within the range of the spread width of the gas blown from the lower tuyere 13 on the upper surface of the slag 8, and the ascending flow of the slag 8 occurs near the short side 19 of the furnace body.
  • the carbonaceous material 20 having a lower specific gravity than that of the slag 8 is supplied to the lower tuyere 13 from the vicinity of the short side 19 of the furnace body and immediately above each lower tuyere 13 at the bath surface of the slag 8. Due to the horizontal flow toward the center of the slag 8, it is swept near the center between each lower tuyere 13 and floats near the center between each lower tuyere 13 in the bath surface portion of the slag 8.
  • the carbonaceous material 20 floating near the center between the lower tuyeres 13 has relatively low frictional resistance on the furnace side, so that the slug 8 near the center between the lower tuyeres 13 can relatively easily flow downward. Riding, it gets caught in the slag 8, and the suspended amount of the carbonaceous material 20 in the slag 8 near the center between the lower tuyeres 13 increases.
  • FIG. 22 is a longitudinal sectional view showing a furnace body structure of one embodiment of the smelting reduction facility according to the third aspect of the fourth invention
  • FIG. 23 is a sectional view taken along line A-A of FIG. 23 is a sectional view taken along line BB of FIG.
  • the short side direction of the cross-section of the furnace body i.e. paying attention to FIG. 23, when the horizontal arrival our distance blow gas is blown into the slag 8 through the lower tuyeres 1-3 and L 4, the short side length of the horizontal section of the lower tuyeres 1-3 of the height of the furnace body: by and this L 5 a to 2 x L 4 ⁇ L 5 ⁇ 4 XL, short side direction of the center of the furnace body Downward flow of slug 8 occurs in the part.
  • L 5 is defined as 2 XL 4 ⁇ L ⁇ 4 XL, and L ⁇ 2 XL
  • the spread of the gas blown from the lower tuyere 13 on the upper surface of the slag 8 overlaps with each other, so that the upward flow of the slag 8 is generated at the center in the short side direction of the furnace body. This is because no downward flow occurs.
  • the L 5> 4 XL is a want Utame and be part does not flow in the central portion of the short-side direction of the furnace body.
  • the carbonaceous material 20 having a lower specific gravity than the slag 8 is supplied to the furnace by the horizontal flow from the long side 18 of the furnace body to the central part in the short side direction of the furnace body at the bath surface of the slag 8. It is washed away toward the center of the body in the short side direction, and floats near the center of the furnace body in the short side direction of the bath surface of slag 8. Since the carbonaceous material 20 floating near the center of the furnace body in the short side direction has no frictional resistance on the furnace side, the downward flow of the slug 8 near the center of the furnace body in the short side direction is relatively easy. With the movement, it is caught in the slag 8 and the suspended amount of the carbonaceous material 20 in the slag 8 increases.
  • FIG. 25 is a longitudinal sectional view showing a furnace body structure of one embodiment of the smelting reduction facility according to the fourth and fifth aspects of the fourth invention.
  • FIG. 26 is a sectional view taken along line A-A of FIG.
  • FIG. 26 is a sectional view taken along line BB of FIG. 25.
  • the rectangular furnace body has a long side 18 and a Z side or a short side 19 above the lower tuyere 13 and up to a position corresponding to the upper surface of the slag 8 in the furnace.
  • a nozzle 22 for injecting gas into the slug 8 in the horizontal direction is provided, and a corner 23 of the furnace body having a rectangular horizontal section is chamfered.
  • the carbonaceous material 20 having a lower specific gravity than the slag 8 is supplied by the gas blown from the nozzle 22 provided to the slag 8 in the horizontal direction, so that the rectangular furnace body is formed at the bath surface of the slag 8. From the long side 18 and no or short side 19 of the furnace 1 toward the center of the furnace body 1 and there is no frictional resistance on the furnace side. The amount of suspended carbonaceous material 20 in slag 8 increases.
  • the above tendency has been confirmed by model tests conducted by the inventors using water instead of slag 8 and a material having a specific gravity lower than water such as cork instead of carbonaceous material. .
  • the above embodiment has been described for the case of iron reduction.
  • the present invention is also applicable to a smelting reduction facility for non-ferrous metals and iron alloys (for example, chromium, nickel, manganese, etc.) manufactured by a similar smelting reduction method. Needless to say.
  • the height from the lower tuyere to the slag bath surface is H, and the spread angle of the gas blown from the lower tuyere is 2 °.
  • L 6 is 2 x H x tan 0 ⁇ L 6 ⁇ 6 XHX tan 0 and the rectangular furnace body is distance from the nearest lower tuyeres to the shorter side to the short side of the furnace body: Ri by the L 2 to the this to L 2 ⁇ HX tan 0, increase the flow of slag is generated near the shorter sides of the furnace body Then, a downward flow of the slag occurs in the central part of the furnace body in the long side direction, and in the bath surface part of the slag, the slug flows horizontally from the short side of the furnace body to the central part of the furnace body in the long side direction.
  • the carbon material has a specific gravity lighter than that of the slag, and the horizontal flow from the short side of the furnace to the center of the furnace in the long side direction at the bath surface of the slag causes It is swept away toward the center of the furnace and floats near the center of the slag bath surface along the long side of the furnace body.
  • the carbonaceous material floating around the center of the furnace body in the long side direction has no frictional resistance on the furnace side, so it relatively easily rides on the downward flow of the slag near the center of the furnace body in the long side direction, and And the amount of suspended carbonaceous material in the slag increases.
  • the interval of the lower tuyere: L is set to 2 XHX tan ⁇ ⁇ L) ⁇ 4 x H x tan 0, and the short side of the rectangular furnace body from the lower tuyere Distance to L:
  • the carbon material which has a lower specific gravity than the slag, flows in the horizontal direction from just above each lower tuyere to near the center between each lower tuyere at the bath surface of the slag. As a result, it is swept away near the center between each lower tuyere, and floats near the center between each lower tuyere of the slag bath surface.
  • the carbonaceous material floating near the center between the lower tuyeres relatively easily rides the downward flow of the slag near the center between the lower tuyeres, since there is no frictional resistance on the furnace side. Entrained inside, the amount of suspended carbonaceous material in the slag increases.
  • the carbon material which has a lower specific gravity than the slag, flows through the furnace in the horizontal direction from the long side of the furnace to the center of the short side of the furnace at the bath surface of the slag. It is swept away toward the center in the short side direction of the body and floats near the center in the short side direction of the furnace on the bath surface of the slag.
  • the carbonaceous material floating near the center of the furnace body in the short side direction has relatively low frictional resistance on the furnace side. Entangled, the amount of suspended carbon material in the slag increases.
  • the rectangular furnace body extends horizontally above the lower tuyere and up to a position corresponding to the upper surface of the slag in the furnace.
  • Nozzle that blows gas toward the slag in the direction ⁇
  • the carbon material which has a lower specific gravity than the slag, At the bath surface, it is swept away from the long side and z or short side of the rectangular furnace body toward the center of the furnace body, and there is no frictional resistance on the furnace side. Entangled in the slag, the amount of suspended carbonaceous material in the slag increases.
  • the horizontal cross-section is chamfered or rounded at the corner of the furnace body, so that a large amount of carbonaceous material tends to stagnate.
  • the suspended carbon concentration in the central part of the furnace body in the longitudinal direction is not cooled by the water cooling panel.
  • the cooling rate of the carbon material in the central part of the furnace can be made higher than that near the short side of the furnace body to be cooled by the water-cooled panel o
  • FIG. 31 is a longitudinal sectional view showing a furnace body structure of one embodiment of the smelting reduction facility according to the fifth invention
  • FIG. 32 is a sectional view taken along line AA of FIG.
  • the reaction heat foaming slag 8 in Eqs. (4) and (5) must be used to increase the reduction in the unit carbon consumption when the secondary combustion rate in the furnace is increased.
  • the side of the furnace body 1 above the lower tuyere and up to a position corresponding to the upper surface of the slag in the furnace By providing the lower tuyere and injecting oxygen and / or oxygen-enriched gas into the slag inside the furnace, the secondary combustion reaction of equations (4) and (5) foams.
  • the heat of the secondary combustion reaction directly foams and heats the slag 8, and is generated by the secondary combustion reaction of (4) and (5) in the slag and escapes to the upper space 16.
  • the temperature difference between the combustible gas and the foamed slag 8 is almost eliminated.
  • tap holes 11 and tap holes 12 are provided at individual heights, and the volumes of the hot metal 7 and the foaming slag 8 held in the furnace are controlled by the heights based on the siphon principle.
  • a smelting reduction facility that automatically discharges more molten iron and slag will be described.
  • the present invention relates to a smelting reduction facility that employs other tapping and slagging methods (for example, an opening method such as a blast furnace). Needless to say, this also applies.
  • the height from the lower tuyere 13 to the tapping hole 12: H, the height from the lower tuyere 13 to the upper surface of the foaming slag 8 : H 2 is related by the following formula ⁇
  • H, H 2 r 2 / r.-(7) where a,: specific gravity of sedative slag 17 in slag reservoir 10
  • the CO gas generated in the foaming slag 8 causes convection of bubbles in the foaming slag 8, so that Specific gravity of foaming slag 8 located above lower tuyere 13: 7!
  • the specific gravity of sedation slag 24 in 10 Ri ball slag 7 that Do and 2 1 Z 2 ⁇ 1 Z 3. Therefore, the height from the lower tuyere 13 to the tap hole 12: H, is 2 to 3 times the height from the lower tuyere 13 to the upper surface of the foamed slag 8: H 2 . It has been confirmed through trial operations.
  • the tip of the upper tuyeres 14 is, the lower blade It will be located above the mouth 13 and up to a level corresponding to the upper surface of the foamed slag 8 in the furnace.
  • FIG. 33 is a longitudinal sectional view showing a furnace body structure of another embodiment of the smelting reduction facility according to the fifth invention
  • FIG. 34 is a sectional view taken along line AA of FIG.
  • the upper lance 25 is inserted obliquely downward from the side of the furnace body 1 above the upper surface of the slag in the furnace, and the tip of the upper tuyere 14 is located above the lower tuyere.
  • the slag in the furnace is positioned at a height up to the upper surface, and oxygen and / or oxygen-enriched gas is blown into the slag in the furnace.
  • FIG. 35 is a sectional view showing a furnace structure of still another embodiment of the smelting reduction facility according to the fifth invention
  • FIG. 36 is a sectional view taken along line AA of FIG. Another embodiment of the fifth invention will be described with reference to FIGS. 35 and 36.
  • the upper lance 25 is inserted vertically downward from the upper surface of the furnace body 1, and the tip of the upper tuyere 14 is positioned above the lower tuyere and up to the upper surface of the slag in the furnace.
  • Oxygen and Z or oxygen-enriched gas is blown into the slag in the furnace.
  • the secondary combustion reactions of the formulas (4) and (5) bubble. This is carried out in the slag 8, and the heat of the secondary combustion reaction directly heats the foamed slag 8, so it is generated by the secondary combustion reaction of (4) and (5) in the slag and escapes into the upper space 16.
  • the temperature difference between the combustible gas and the foamed slag 8 is almost eliminated.
  • the height from the lower tuyere 13 to the top end of the upper lance 25 was set to (1 to 3) XH, so that the tip of the upper lance 25 was It will be located above the tuyere 13 and up to the height corresponding to the upper surface of the foaming slag 8 in the furnace.
  • the upper tuyere 14 can be freely raised and lowered in consideration of repair of the upper lance 25 and the like.
  • Table 4 shows an example of the prior art proposed in Japanese Patent Application Laid-Open No. 1-502276 and an example of the carbonaceous material and the oxygen consumption rate of the smelting reduction facility according to the present invention.
  • the calorific value of the flammable gas is reduced by about 16%, and the heat removal rate of the water-cooled panel is reduced by about 38%.
  • the present embodiment has been described for the case of a smelting reduction facility having a rectangular horizontal cross section of a furnace body, the present invention is also applicable to a case of a smelting reduction facility having a circular horizontal cross section of a furnace body. Needless to say.
  • the tip of the upper tuyere is arranged at a position above the lower tuyere and even at a height corresponding to the upper surface of the slag in the furnace.
  • the CO gas and hydrogen contained in the carbonaceous material generated by the foaming slag are subjected to secondary combustion in the slag by oxygen blown into the slag through the upper tuyere, thereby causing a sludge from the upper space.
  • No heat transfer to the slag and, as a result, the temperature difference between the slag and the combustible gas is reduced without blowing gas from the tuyere below the metal bath to stir the metal. It becomes possible. As a result, the following effects can be expected.
  • the temperature of the combustible gas discharged from the furnace can be reduced, the heat removal of the water-cooled panel in the area facing the upper space inside the furnace decreases, and the amount of carbonaceous material and oxygen intensity decrease only by the amount of heat.
  • the head space can be reduced, and the heat removal of the water-cooled panel in the area facing the head space inside the furnace decreases. The amount of calorific value and the carbon intensity decrease. At the same time, the height of the furnace body can be reduced, and the equipment cost is reduced. • Since the molten metal particles are not blown up into the slag, they are not reoxidized by oxygen or oxygen-enriched gas blown into the slag from the lower tuyere, and the reduction rate is reduced. Improvement, that is, the production speed is improved.
  • FIG. 39 is a longitudinal sectional view showing a furnace body structure of one embodiment of the smelting reduction facility according to the sixth invention
  • FIG. 40 is a sectional view taken along line A—A of FIG. 39
  • FIG. -It is B sectional drawing.
  • a metal raw material, a carbonaceous material, and a solvent are added to the furnace body 1 to directly produce hot metal 7.
  • the long side 18 of the furnace body having a rectangular cross section is horizontally oriented.
  • Oxygen and Z or an oxygen-enriched gas is blown into the foaming slag 8 through the lower tuyere 13 penetrating and disposed toward the slag.
  • One raw material inlet 5 is provided at one end of the upper surface of the furnace main body in the long side direction, and a gas discharge port 6 for discharging combustible gas generated from the furnace main body is provided at the other end of the upper surface of the furnace main body.
  • a lance 26 that blows powdered carbon material and a lance 27 that blows powdered iron raw material are arranged on the short side 19 on the same end as the gas outlet 6 in the long side direction, and foamed. Each is inserted diagonally in slag 8.
  • the ends of the carbon material injection lance 26 and the iron material injection lance 27 are disposed above the lower tuyere 13 and up to a height corresponding to the upper surface of the foaming slag 8 in the furnace. ing.
  • the carbonaceous material is classified by the sieving apparatus 30-a into a clumpy carbonaceous material (about 2 mm or more) and a powdery carbonaceous material (about 2 mm or less).
  • the massive carbonaceous material is charged into the hoppers 31-a, respectively, conveyed by the conveyor 32, and charged into the furnace body 1 through the raw material inlet 5.
  • the pulverized carbonaceous material is charged into the respective blowing devices 33-a, conveyed by the blowing pipes 34-a, and fed into the bubbling slag 8 in the furnace body 1 through the carbonaceous material blowing lance 26. It is blown into.
  • the iron raw material is classified by the sieving device 30-b into a massive iron raw material (about 2 or more) and a powdery iron raw material (about 2 ram or less).
  • the massive iron raw material is charged into the hoppers 31-b, respectively, conveyed by the conveyor 32, and charged into the furnace body 1 through the raw material inlet 5.
  • the powdered iron raw materials are charged into the blowing devices 33-b, respectively, conveyed by the blowing pipes 34-b, and foamed slag in the furnace body 1 via the iron raw material blowing lance 27. 8 is blown in.
  • tap holes 11 and tap holes 12 are provided at individual heights, and the heights control the volumes of the hot metal 7 and foamed slag 8 held in the furnace by the siphon principle.
  • the smelting reduction equipment that automatically discharges hot metal and slag is described, but the present invention is also applicable to smelting reduction equipment that employs other tapping and slagging methods (for example, an opening method such as a blast furnace). Needless to say.
  • the height from the lower tuyere 13 to the slagging outlet 12 is related by the following equation
  • H, H 2 X r 2 / r. "-(7) 7,: Specific gravity of sedation slag 25 in slag reservoir 10
  • the CO gas generated in the bubbling slag 8 causes convection in the bubbling slag 8, so that the gas flows upward from the lower tuyere 13 in the furnace.
  • the specific gravity of the foamed slag 8 located in the slag reservoir 10 is 1/2 to 1 Z3 of the specific gravity of the calming slag 24 in the slag reservoir 10. Therefore, the height from the lower tuyere 13 to the upper surface of the foaming slag 8: H2 is 2 to 3 times higher than the height from the lower tuyere 13 to the tap hole 12: H ,. Has been confirmed in test operations.
  • FIG. 42 is a longitudinal sectional view showing a furnace body structure of another embodiment of the smelting reduction facility according to the sixth invention
  • FIG. 43 is a sectional view taken along line AA of FIG. 42
  • FIG. It is B sectional drawing.
  • a metal raw material, a carbonaceous material, and a solvent are added to the furnace body 1 to directly produce hot metal 7, and in the facility for directly manufacturing hot metal 7, the long side 18 of the furnace body having a rectangular cross section is penetrated in the horizontal direction. And is arranged for the slug.
  • Oxygen and / or oxygen-enriched gas is blown into the foamed slag 8 through the lower tuyere 13.
  • the two raw material inlets 5 are provided at both ends in the longitudinal direction of the upper surface of the furnace body, and the gas outlets 6 for discharging the combustible gas generated from the furnace body are arranged in the longitudinal direction of the upper surface of the furnace body. It is located in the center of the city.
  • a lance 26 for blowing powdered carbon material and a lance 27 for blowing powdered iron raw material are arranged on the long side 18 of the central part in the long side direction, and are inserted obliquely into the foamed slag 8 Have been.
  • the tips of the carbon material injection lance 26 and the iron material injection lance 27 are located above the lower tuyere 13 and up to a height corresponding to the upper surface of the foaming slag 8 in the furnace. ing.
  • the tip of the raw material blowing lance 27 is located above the lower tuyere 13 and up to a height corresponding to the upper surface of the foaming slag 8 in the furnace.
  • the present invention provides a smelting reduction facility for non-ferrous metals and iron alloys (for example, chromium, nickel, manganese, etc.) produced by a similar smelting reduction method. It goes without saying that also applies to.
  • One raw material charging unit is placed at one end in the long side direction of the upper surface of the furnace main body, and the above-mentioned lance for injecting the powdery carbonaceous material and / or iron raw material is used for the long side of the upper surface of the furnace main body.
  • the concentration of iron and carbon materials in the slag is made uniform in the long side direction, increasing the production volume. Even if the side is enlarged, it becomes possible to use only one raw material input port, and only one raw material input facility is required, which reduces installation costs.

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Description

明 細 書 溶融還元設備及びその操業方法 技術分野
本発明は、 炉本体に金属原料、 炭材及び媒溶剤を添加し、 純酸素 及び Z又は酸素富化ガスを吹き込んで、 溶融金厲を直接製造する溶 融還元設備及びその操業方法に関する。 背景技術
溶融還元は、 炉本体内に金属原料、 炭材及び媒溶剤を添加し、 純 酸素及び Z又は酸素富化ガスを吹き込んで、 スラ グ中で金属原料中 の酸化金属を還元し、 溶融金属を直接製造する方法である。 この方 法では、 溶融還元炉から 1 500〜 1 800 °C程度の高温の燃焼性ガスが生 成される。
この溶融還元法においては、 金属原料例えば鉄原料の還元は溶融 スラ グ中で行われるため、 その還元速度即ち溶銑の生産速度はスラ グの体積にほぼ比例するこ とは広く知られている。 従って、 溶銑の 生産速度を増大するこ とは、 溶融スラ グの水平断面積又は溶融スラ グの高さを増大するこ とで可能となる。
しかし、 溶融スラグの高さをむやみに増大すると、 溶融還元炉の 設備高さが高く なり、 溶融還元炉に鉄原料、 炭材及び媒溶剤を添加 する原料設備、 及び溶融還元炉から排出される燃焼性ガスを回収す る排ガス回収設備の設備高さが高く なり、 ひいてはこれらを収納す る建築物の高さが高く なり、 建設費の大幅な増大を引き起こすので 、 溶融スラ グの水平断面積を増大させるこ とが一般的に行われてい る o この溶融還元法は、 従来の高炉法に比べ、 生産量の柔軟性が高い 、 即ち生産量の変更が容易なこ とと、 設備の停止 · 再起動が容易な こ と、 及び設備投資額が小さいこ とから、 特に小規模溶銑製造法と して最近注目 されつつある。
一般にこの種の溶融還元法は、 炉本体内に予備還元した鉄原料、 炭材及び媒溶剤を添加し、 炉本体から発生する燃焼性ガス中の COガ ス、 H 2 ガスで鉄鉱石を予備還元する 2段法 (例えば特開昭 57- 12 0607号公報、 特開昭 61-96019号公報等) と、 炉本体内に未還元の鉄 原料、 炭材及び媒溶剤を添加し、 スラ グ中で鉄原料中の酸化鉄を還 元し、 炉本体から発生する燃焼性ガス中の COガス、 H 2 ガスを廃熱 ボイ ラー内で完全燃焼させ、 燃焼性ガスの顕熱、 潜熱を蒸気化して 回収し、 発電等を行う 1 段法 (例えば特開平 1 - 502276号公報、 特 開昭 63- 65011号公報、 特開昭 63-65007号公報、 特開昭 61— 279608号 公報、 特開昭 60- 9815号公報等) とに分類される。
2段法は、 1 段法に比べエネルギー効率が良い利点はある ものの 、 充塡層方式及び流動層方式等の予備還元炉が必要なため設備が複 雑となり、 設備投資額が高いこ と、 予備還元炉内での反応の均一性 から鉄原料の形状制限がある (例えば充塡層方式においては塊状の 鉄原料しか使用できず、 流動層方式では粉状の鉄原料しか使用でき ない) 等の欠点があるこ とから、 最近シンプルな 1 段法が注目され つつある。
また、 この 1 段法においては、 スラ グ中で発生する COガス、 H 2 ガスをスラ グ上部の炉内空間 (以後 2次燃焼帯と呼ぶ) で燃焼する 割合 (以後炉內 2次燃焼率と呼び、 炉内 2次燃焼率 = (C02 % +H2 0 % ) / (C02 % + C0% +H20 % + H 2 % ) と定義する) を上昇さ せ、 その燃焼熱をスラ グに有効に伝えるこ とで、 エネルギー効率を 向上させる、 即ち炭材原単位を低減させるこ とが可能なこ とは広く 知られている。
ところが、 スラグの上下方向の撹拌が十分でない場合、 スラ グの 下層及び溶銑への熱移動が小さ く なり、 スラ グの上層のみが加熱さ れ、 2次燃焼帯とスラ グ上層の温度差が小さ く なり、 2次燃焼帯か らスラグへの熱移動量が低下し、 結果と して 2次燃焼率を上昇させ ても炭材原単位の低減代が小さ く なる という課題があった。
この場合、 2次燃焼帯からスラ グへの熱移動量が低下するこ とか ら、 2次燃焼帯の雰囲気温度が上昇し、 2次燃焼帯の炉壁に耐火物 を内張り した場合には耐火物の損耗量が急増するこ と、 又は 2次燃 焼帯の炉壁に水冷パネルを内張り した場合には水冷パネルの抜熱量 が急増するという課題があった。
そこで、 これらの課題を解決するために、 水平断面が長方形の炉 体の 2つの長辺の各々 を水平方向に貫通してスラグに向けて配設さ れた下部羽口を通じて、 スラグ中に純酸素及び 又は酸素富化ガス を吹き込む構造が、 特開平 1 - 502276号公報で提案されている。
しかし、 上記提案された炉体構造には、 下記第 1 の問題がある。 前述のよう に、 溶銑の生産速度を増大する場合、 溶融スラ グの水 平断面積を増大する こ とか一般的に行われている。 水平断面が長方 形の炉体の 2つの長辺の各々 を水平方向に貫通してスラ グに向けて 配設された下部羽口を通じてスラ グ中に純酸素及び Z又は酸素富化 ガスを吹き込む構造の場合、 溶融スラグの水平断面積即ち上記下部 羽口の高さにおける水平断面積を増大する時に、 上記下部羽口の高 さにおける水平断面の短辺長さ : L , を増大すると、 炉体の 2つの 長辺の各々を水平方向に貫通してスラグに向けて配設された下部羽 口を通じてスラグ中に吹き込まれる純酸素及び Z又は酸素富化ガス 力 、 上記下部羽口の高さにおける水平断面の短辺方向の中心まで到 達せずに、 水平断面の短辺方向の中心付近の溶融スラグか十分に撹 拌されないという問題が生じる。
即ち、 下部羽口を通じてスラグ中に吹き込まれる吹込みガスの水 平方向の到達距離 : L 3 とする と、 上記下部羽口の高さにおける水 平断面の短辺方向の長さ : L , は L , ≤ 2 X L 3 とせざるを得ず、 L , を L I > 2 X L 3 にした場合、 下部羽口を通じてスラ グ中に吹 き込まれる純酸素及び Z又は酸素富化ガスか、 上記下部羽口の高さ における水平断面の短辺方向の中心まで到達せずに、 水平断面の短 辺方向の中心付近の溶融スラ グが十分に撹拌されないという問題が 生じる。
従って、 上記下部羽口の高さにおける水平断面積 : S ( = L 】 X L 2 ) を増大する時には、 上記下部羽口の高さにおける水平断面の 長辺長さ : L 2 のみを増大する という手段を用いざるを得ない。
溶銑の生産速度を例えば 2倍に増大する場合、 上記下部羽口の高 さにおける水平断面の長辺長さ : L 2 を 2倍に増大する こ とになり 、 以下の問題が生じる。
- 工場建築物内の配置が困難になる。
• 炉体及び耐火物の熱膨張吸収が困難になる。
• 水平断面が長方形の炉体の長辺方向の反応の均一性確保が困難 に7よる
また、 同じ く前記の問題を解決するために、 底吹羽口 と酸素上吹 きラ ンスを備え、 炉壁に耐火物を内張り した溶解炉に溶銑を入れ、 底吹羽口から吹き込まれるガス量を制御し、 スラ グ組成及び遊離炭 材量を制限して溶融還元する方法が、 特開昭 60 - 9815号公報で提案 されている。
しかしこの方法では、 金属原料を還元する と共に 2次燃焼帯から スラ グへの熱移動量を確保するためにスラ グを強撹拌する必要があ るが、 この撹拌力を溶融金属の撹拌を介してスラ グに伝える点で精 練操作上大きな難点があった。 即ち、 溶融金属撹拌ガス量が極めて 多いため、 非酸素ガスでは溶融金属温度の低下を招き、 一方、 温度 維持のために酸素を含ませる と溶融金属の酸化を招 く ジレ ンマがあ O
そこで、 これらの課題を解決するために、 金属浴面下で金厲を撹 拌するために不活性ガスを吹き込む羽口 と、 金属浴面上で且つスラ グ面下に位置し、 スラ グ内に酸素又は酸素富化ガスを吹き込む羽口 と酸素上吹きラ ンス とを備えた、 炉壁に耐火物を内張り した溶融還 元炉を用いる方法が、 特開昭 61 - 279608号公報で提案されている。
しかしこ の方法であっても、 金属を撹拌するために金属浴面下の 羽口から不活性ガスを吹き込むために、 なお以下の問題が残されて いる。
( 1 ) 金属浴面下の羽口から吹き込まれる不活性ガスによ り、 溶 融金属の粒がスラグ中に吹き上げられ、 金属浴面上で且つスラ グ面 下に位置した羽口からスラ グ内に吹き込まれる酸素又は酸素富化ガ スにより再酸化され、 還元速度向上即ち生産速度向上の妨げとなる o
( 2 ) 金属浴面下の羽口から吹き込まれる不活性ガスによ り、 溶 融金属の粒がスラグ中に吹き上げられスラ グ中に懸濁するため、 ス ラグの熱容量及び熱伝導率が大き く なり、 スラ グに接する炉壁を水 冷構造にできず、 耐火物構造にせざるを得ないため、 この耐火物の スラグよる損耗が大き く 、 頻繁に補修又は張り替えする必要がある
0
( 3 ) スラグの熱容量及び熱伝導率か大き く なるため、 金属浴面 上で且つスラグ面下に位置した羽口についても水冷構造にできず、 消耗式羽口にせざるを得ないため、 頻繁に交換する必要がある。
( ) 金属浴面下の羽口は、 溶融金属の熱容量及び熱伝導率が大 きいため、 水冷構造にできず、 消耗式羽口にせざるを得ないため、 頻繁に交換する必要がある。
( 5 ) 金属浴面下の羽口周辺の耐火物の損耗が大き く、 頻繁に補 修又は張り替えする必要がある。
これに対して、 前出の特開平 1 - 502276号公報には、 炉体を水平 方向に貫通してスラグに向けられた下部羽口を通じてスラ グ中に純 酸素及び/又は酸素富化ガスを吹き込み、 炉体を貫通して 2次燃焼 帯に向けられた上部羽口を通じて 2次燃焼帯に純酸素及びノ又は酸 素富化ガスを吹き込み、 炉内面の 2次燃焼帯及びスラグに面した範 囲に水冷パネルを内張り した構造が提案されている。 この構造では 、 前述の金属を撹拌するために不活性ガスを吹き込む金属浴面下の 羽口がないために、 前述の ( 1 ) 〜 ( 5 ) の課題はすべて解決して いる。
しかし、 上記提案された炉体構造には、 下記第 2の問題がある。 この構造では、 前述の金属を撹拌するために不活性ガスを吹き込 む金属浴面下の羽口がないために、 下部羽口よ り上に位置するスラ グは強撹拌される ものの、 下部羽口よ り下に位置する溶融金属浴及 び溶融金属とスラグの界面が極めて静かである。
そのため、 2次燃焼帯からスラ グへの熱移動量は大きいので、 ス ラグ中の還元反応は進むものの、 スラ グから溶融金属への熱移動量 は小さ く 、 結果と してスラ グと溶融金属の温度差が大き く なる。 溶融還元設備では、 下工程の制約から炉から排出される溶融金属 温度が指定されるため、 スラ グと溶融金属の温度差か大きいと、 そ の分だけスラ グの温度を上げざるを得ず、 その分だけ炉から排出さ れる燃焼性ガスの温度も上昇する。
従って、 スラ グと溶融金属の温度差が例えば約 1 00°Cある場合、 スラグと溶融金属の温度差がない場合に比べ、 スラグと炉から排出 される燃焼性ガスの温度を約 1 00で上昇するに必要なエネルギーが 余分に必要となり、 その分だけ炭材及び酸素原単位が上昇する こ と になる。
更に、 前述のように炉から排出される燃焼性ガス及びスラ グの温 度が約 1 00 °C上昇すると、 炉内面の 2次燃焼帯及びスラ グに面した 範囲に水冷パネルを内張り した場合、 水冷パネルからの抜熱が增加 するために、 炭材及び酸素原単位が更に上昇するこ とになる。
これは、 2次燃焼帯に面した水冷パネルにおいては、 水冷パネル への伝熱が輻射伝熱が主体のために、 (燃焼性ガスの温度) 4 - ( 水冷パネルの温度) 4 にほぼ比例し、 スラ グに面した水冷パネルに おいては、 水冷パネルへの伝熱が対流伝熱が主体のために、 (スラ グの温度) ― (水冷パネルの温度) にほぼ比例するためである。 また、 前出の特開平 1 - 502276号公報で提案されている従来技術 には下記第 3 の問題がある。 図 1 3は、 特開平 1 - 502276号公報で提 案されている従来技術の溶融還元設備の炉体構造を示す縦断面図で あり、 図 1 4は図 1 3の A - A断面図、 図 1 5は図 1 3の B — B断面図であ る o
炉体 1 は基礎 2 に固定され、 炉内面は水冷パネル 3及び耐火物 4 を内張り されており、 炉体 1 の上部には、 鉄原料、 炭材、 及び媒溶 剤を添加する原料投入口 5及び炉本体から発生する燃焼性ガスを排 出するガス排出口 6が配設されている。 炉体 1 の底部には溶銑 7が 溜ま り、 その上部に溶銑 7 よ り比重の軽いスラグ (泡立ちスラ グ) 8 が溜ま っており、 溶銑 7 は溶銑溜ま り 9 を介して出銑口 1 1 から 、 スラ グはスラ グ溜ま り 1 0 を介して出滓口 1 2からそれぞれ連続又 は断続的に排出される。
原料投入口 5から投入された鉄原料中の酸化鉄(Fe O及び Fe 2 0 3 )は 、 同じ く 原料投入口 5から投入された炭材中炭素分によ り、 スラ グ 8 中で以下の式 ( 1 ) , ( 2 ) に示す反応によ り還元される。
FeO + C → Fe+ CO (吸熱反応) … ( 1 ) Fe 203 + 3 C → 2 Fe+ 3 CO (吸熱反応) … ( 2 ) この溶融還元法においては、 式 ( 1 ) , ( 2 ) の還元反応はスラ グ 8 中で行われるため、 その還元速度、 即ち溶銑の生産速度はスラ グの体積にほぼ比例するこ とは広く 知られている。
また、 原料投入口 5から投入された炭材中炭素分の一部は、 炉体 1 を貫通してスラ グ 8 に向けて配設された下部羽口 13を通じてスラ グ 8 中に吹き込まれる酸素と以下の式 ( 3 ) に示す反応によ り酸化 される。
C + 1 / 2 02 -CO (発熱反応) ·'· ( 3 ) この溶融還元炉のエネルギー効率、 即ち炭材原単位は、 式 ( 1 ) , ( 2 ) , ( 3 ) の反応に必要な炭素分の合計によって決定される 上記式 ( 1 ) , ( 2 ) , ( 3 ) によ り泡立ちスラ グ 8 中で発生し た COガスによ り、 泡立ちスラグ 8 中に気泡が対流するため、 炉内の 下部羽口 13よ り上方に位置する泡立ちスラグ 8 の比重はスラグ溜ま り 10中の鎮静スラグ 24の比重の l Z 2〜 l / 3 となるこ とが発明者 らの試験操業等で確認されている。
更に、 上記式 ( 1 ) , ( 2 ) , ( 3 ) によ りスラ グ 8 中で発生し た COガス及び炭材中水素分は、 炉体 1 を貫通して泡立ちスラ グ 8 の 上方の上部空間 16すなわち 2次燃焼帯 16に向けて配設された上部羽 口 14を通じて 2次燃焼帯 16中に吹き込まれる酸素と以下の式 ( 4 ) , ( 5 ) に示す反応によ り酸化される。
CO + 1 / 2 02 →C02 (発熱反応) 一 ( 4 )
H 2 + 1 / 2 02 →H20 (発熱反応) ·'· ( 5 ) この式 ( 4 ) , ( 5 ) の反応を炉内 2次燃焼と呼び、 この 2次燃 焼の度合いの大小を以下の式 ( 6 ) で定義される炉内 2次燃焼率で 表すこ とと、 この 2次燃焼率は上部羽 Π 14を通じて 2次燃焼帯 16中 に吹き込まれる酸素の流量を増加するこ とで増加するこ とは広く知 られている。
炉內 2次燃焼率二 (C02 % +H20 %) / (C02 % +C0% +
H20 % + H 2 % ) ■■■ ( 6 ) 但し、 ( 6 ) 式中の C02 %, C0% , H20 % , Η 2 %は、 ガス排 出口 6における燃焼性ガスの各成分の体積分率を示す。
炉内 2次燃焼率を上昇させると、 2次燃焼帯 16における式 ( 4 ) , ( 5 ) の反応熱の一部がスラグ 8に伝達し、 スラ グ中の式 ( 3 ) の発熱反応に必要な炭素分を減少せしめるこ とで、 炭材原単位が減 少する。
炉内 2次燃焼率を上昇したときの炭材原単位の減少代を大き くす るためには、 前述の様に 2次燃焼帯 16における式 ( 4 ) , ( 5 ) の 反応熱のスラグ 8への移動量を高める、 即ちスラグの上下方向の撹 拌を十分に行う こ とが有効であるが、 2次燃焼帯 16からスラグ 8へ の熱移動は輻射伝熱及び対流伝熱であり、 その熱移動量は 2次燃焼 帯 16の雰囲気温度とスラグ 8の温度の差の関数でもあるため、 溶銑 7 とスラグ 8の温度差を極力小さ く し、 スラグ 8の温度を下げるこ とも極めて有効である。
この構造では、 前述の金属を撹拌するために不活性ガスを吹き込 む溶銑浴面下の羽口がないために、 前述の ( 1 ) 〜 ( 5 ) の課題は すべて解決している。
しかるに、 図 13〜図 15に示すこの種の炉体構造であっても、 なお 以下の課題を抱えている。
( a ) 水平断面が長方形の炉体の 2つの長辺 18の各々 を前記長辺 18に直角方向に貫通してスラグに向けて配設された下部羽口 13を通 じてスラグ中に純酸素及び/又は酸素富化ガスを吹き込む構造の場 合、 スラグ 8 は上下方向 (図 13の矢印) 、 及び水平断面が長方形の 炉体の短辺 19方向 (図 15の矢印) に流動するものの、 水平断面が長 方形の炉体の長辺 18方向には殆ど流動しない。
( b ) 従って、 鉄原料、 炭材、 及び媒溶剤を添加する原料投入口 5を炉体 1 上部に 1 個のみ設けた場合、 原料投入口 5の真下のスラ グ内と原料投入口 5から遠い箇所のスラグ内の鉄原料及び炭材濃度 に不均一が生じやすく、 生産量を増加、 即ち水平断面が長方形の炉 体の長辺 18を大き く した場合には、 原料投入口 5 を複数個設置する 必要があり、 原料投入設備が複数基必要となり、 設備費が増加する o
( c ) 更に、 原料投入口を複数個にするこ とで、 図 13に示す様に 、 原料投入口 5 とガス排出口 6 との距離を小さ くせざるを得ず、 金 属原料及び炭材の粒径が小さい場合には、 炉本体 1 から発生する燃 焼性ガスの流れに乗って、 原料投入口 5からガス排出口 6へ直接飛 散する金属原料及び炭材の量が増加する問題も生じる。
更に、 特開平 1 - 502276号公報で提案されている従来技術には第 4の問題がある。 図 28は、 特開平 1 - 502276号公報で提案されてい る従来技術の溶融還元設備をもう一つの観点から示す炉体構造の縦 断面図であり、 図 29は図 28の A - A断面図、 図 30は図 28の B— B断 面図である。 図 28〜30において、 図 13〜15と対応する部位には同じ 符号を付した。
前述したように、 炉内 2次燃焼率を上昇したときの炭材原単位の 減少代を大き くするためには、 2次燃焼帯 1 6における式 ( 4 ) , ( 5 ) の反応熱のスラグ 8への移動量を高める、 即ちスラグの上下方 向の撹拌を十分に行う ことが有効である。
一方、 炉の底面に垂直方向に設けた羽口を通じて溶銑 7及びスラ グ 8 に向けてガスを吹き込む場合、 そのガス流量の大小に係わらず 、 ガスは一定の広がり角 : 2 Θ (約 20。 ) である こ とが、 鉄と鋼、 61 (1981) 、 No. 6等よ り広く 知られている。 図 29に示すよう に炉 の側面に垂直方向、 即ち炉の底面に水平方向に設けた下部羽口 13を 通じてスラ グ 8 に向けでガスを吹き込む場合も、 同様にそのガス流 量の大小に係わらず、 ガスは一定の広がり角 : 2 Θ (約 20° ) であ るこ とか、 発明者らによる、 スラ グ 8の代替えに水を使用 して行つ たモデルテス トによっても確認されている。 従って、 下部羽口 13か らスラ グ 8浴面までの高さを Hとすると、 下部羽口 13から吹き込ま れたガスのスラ グ 8上面における広がり幅 : L 3 は、 L 3 = 2 H X tan 0で表せ、 このガス広がり幅 : L 3 内は、 十分に撹拌される。 従って、 特開平 1 — 502276号公報で提案されている従来技術にお いては、 長方形の炉体の短辺 19に接する部分以外の全域にわたって ほぼ均一にスラグを撹拌する、 即ち上昇流動を発生するために、 下 部羽口 13の間隔 : L , を下部羽口 13から吹き込まれたガスのスラ グ 8上面における広がり幅 : L 3 とほぼ等し く なる様にしている。 一方、 溶銑 7及びスラ グ 8に向けて羽口を通じて水平方向にガス を吹き込む場合、 吹き込みガスの水平方向の到達距離 : L 4 は、 Fr 数の ( 1 Z 3 ) 乗に比例するこ とが、 鉄と鋼、 61 ( 1975) , No. 4 等より広く 知られている。
こ こで、 Fr数は以下の式 ( 7 ) によって求められる。
Fr数 = { /O g Z ( /o l - p g ) } X
{ V g 2 / ( g · d ) } … ( 7 ) 但し、 / o g : ガス密度 p 1 : スラ グ密度
V g : ガス噴出速度 d : 羽口径 g : 重力加速度 従って、 吹き込みガス量を増加する、 も し く は羽口径 : dを小さ く する こ とによ り、 ガス噴出速度 V gを増加すれば、 吹き込みガス の水平方向の到達距離 : L 4 を大き く するこ とかできる力 吹き込 みガス量及びガス圧力の制限により、 自ずと限界かある。
従って、 特開平 1 — 502276号公報で提案されている従来技術にお いては、 長方形の炉体の長辺 18に接する部分以外の全域にわたって ほぼ均一にスラ グを撹拌する、 即ち上昇流動を発生するために、 炉 体の上記下部羽口の高さにおける水平断面の短辺方向の長さ : L 5 を吹き込みガスの水平方向の到達距離の 2倍 : 2 X L 4 とほぼ等し く なる様に している。 それにより、 炉体上部の短辺方向の長さに比 ベ、 下部羽口の高さにおける水平断面の短辺方向の長さを小さ く し 、 炉体の長辺を構成する壁の一部を図 29に示す様に斜面で構成して いる。
この構造では、 前述の金属を撹拌するために不活性ガスを吹き込 む溶銑浴面下の羽口がないために、 前述の ( 1 ) 〜 ( 5 ) の課題は すべて解決している。
しかるに、 図 28〜図 30に示す炉体構造であっても、 なお以下の課 题を抱えている。
この種の炉体構造は、 前述のように炉体の 1 上部に配した原料投 入口 5 から炉体内の溶融スラ グ 8 中に金属原料、 炭材を添加し、 ス ラ グ 8 中で金属材料、 即ち酸化金属を溶融した後に炭材と還元反応 を起こすものであり、 その還元反応を促進するためには、 スラ グ 8 中にスラグ 8 に比べて比重の軽い炭材 20を巻き込み懸濁させる こ と が重要である。
水平断面が長方形の炉体の 2つの長辺 18の各々 を前記長辺 18に直 角方向に貫通してスラ グに向けて配設された下部羽口 13を通じてス ラ グ中に純酸素及び Z又は酸素富化ガスを吹き込む構造の場合、 炉 体 1 の長辺方向断面、 即ち図 28に着目すると、 前述の様に、 下部羽 口 13の間隔 : L , を下部羽口 13から吹き込まれたガスのスラグ 8上 面における広がり幅 : L 3 とほぼ等し く なる様に しているために、 炉体の短辺 1 9に接する部分以外の全域にわたってほぼ均一にスラ グ に上昇流動が発生し、 スラ グ 8 の浴面部分で炉中心から炉体の短辺 1 9に向かった水平方向の流動が生じ、 炉体の短辺 1 9付近で下降流動 が生じる。 従って、 溶融スラ グ 8 に比べて比重の軽い炭材 20か、 図 28に示す様に、 スラ グ 8 の浴面部分で炉中心から炉体の短辺 1 9炉に 向かった水平方向の流動によ り炉体の短辺 19方向に押し流され、 ス ラ グ 8 の浴面部分の炉体の短辺 1 9付近に浮遊して滞留する。 炉体の 短辺 1 9付近には、 スラグ 8 の下降流動が生じている ものの、 炉側面 、 即ち炉体の短辺 19の摩擦抵抗があるため、 炭材 20がスラ グ 8 の下 降流動に乗ってスラ グ 8 に巻き込まれるのが阻害されている。
また、 炉体 1 の短辺方向断面、 即ち図 29に着目する と、 スラ グ 8 には炉中央部で上昇流動が生じ、 スラグ 8 の浴面部分で炉中心から 炉体の長辺 18に向かった水平方向の流動が生じ、 炉体の長辺 18付近 で下降流動が生じる。 従って、 溶融スラ グ 8 に比べて比重の軽い炭 材 20が、 図 30に示す様に、 スラグ 8の浴面部分で炉中心から炉体の 長辺 18に向かった水平方向の流動によ り炉体の長辺 18方向に押し流 され、 スラグ 8 の浴面部分の炉体の長辺 18付近に浮遊して滞留する 。 炉体の長辺 18付近には、 スラグ 8 の下降流動が生じている ものの 、 炉側面、 即ち'炉体の長辺 18の摩擦抵抗があるため、 炭材 20がスラ グ 8 の下降流動に乗ってスラグ 8 に巻き込まれるのが阻害されてい る。
この様に、 図 30に示すように、 スラ グ 8 の浴面部分の炉体の長辺 18及び短辺 19の全周にわたって浮遊して滞留する。 また、 前記 2つ の相互作用により、 スラグ 8 の浴面部分の炉体の角部 21に、 特に大 量の炭材 20が浮遊して滞留する傾向がある。
更に、 長方形の炉体の短辺 1 9に接する部分以外の全域にわたって ほぼ均一にスラ グ 8 に上昇流動が発生し、 スラ グ 8 の浴面部分で炉 中心から炉体の短辺 19に向かつた水平方向の流動が生じ、 炉体の短 辺 1 9付近で下降流動が生じるこ とによ り、 スラ グ 8 の炉体の長辺 18 方向の中央部分の炭材 20の懸濁量が、 スラ グ 8 の下降流動の乗って 炭材 20が下降して く る炉体の短辺 19付近に比べて、 特に少ないとい う問題がある。
上記傾向は、 発明者らが、 スラグ 8 の代替えに水を、 炭材の代替 えにコルク等の水より も比重の軽い材料を使用 して行ったモデルテ ス 卜によっても確認されている。
以上の様に、 スラ グ 8 の浴面部分の炉体の長辺 18及び短辺 1 9の全 周にわたって浮遊して滞留するこ とにより、 溶融スラ グ 8 中に炭材 20を巻き込み懸濁する量が比較的少な く 、 溶融スラ グ 8 中での金属 材料、 即ち酸化金属と炭材 20との還元反応速度が比較的遅いという 問題がある。
また、 スラグ 8 の炉体の長辺 18方向の中央部分の炭材 20の懸濁量 力 、 スラグの下降流動に乗って炭材 20が下降して く る炉体の短辺 1 9 付近に比べて、 特に少ないこ とにより、 スラグ 8 中での金属材料、 即ち酸化金属と炭材 20との還元反応は、 炉体の長辺 18方向の中央部 分よ り も炉体の短辺 19付近の方が大きい傾向にある。 還元反応は前 述の通り吸熱反応であり、 反応時に熱を供給する必要があるか、 炉 体の短辺 19及び長辺 18が水冷パネル 3で内張り されている炉におい ては、 炉体の短辺 19及び長辺 18付近のスラ グは水冷パネル 3 によつ て冷却されるため、 還元反応が炉体の長辺 18方向の中央部分よ り も 炉体の短辺 1 9付近の方が大きいのは、 好ま し く ない。
特開平 1 - 502276号公報で提案されている従来技術には第 5 の問 題がある。
図 37は、 特開平 1 - 502276号公報で提案されている従来技術の炉 体構造を更に別の観点から示す縦断面図であり、 図 38はその A A 断面図である。
前述したように、 上部空間 16から泡立ちスラグ 8へのその熱移動 量は、 上部空間 1 6の雰面気温度と泡立ちスラグ 8の温度の差の関数 であるため、 熱移動量を高めるためには、 上部空間 16の雰囲気温度 と泡立ちスラグ 8 の温度の差がある程度必要となる。
従って、 上部空間 16の雰囲気温度と泡立ちスラグ 8の温度差が例 えば約 200°Cある場合、 上部空間 16の雰囲気温度と泡立ちスラグ 8 の温度差がない場合に比べ、 炉から排出される燃焼性ガスの温度を 約 200°C上昇するに必要なエネルギーが余分に必要となり、 その分 だけ炭材及び酸素原単位が上昇するこ とになる。
更に、 炉から排出される燃焼性ガスの温度が上記のように約 200 °C上昇すると、 炉内面の上部空間 1 6に面した範囲に水冷パネル 3を 内張り した場合、 水冷パネル 3からの抜熱が増加するために、 炭材 及び酸素原単位が更に上昇するこ とになる。 これは、 上部空間 16に 面した水冷パネルにおいては、 水冷パネル 3への伝熱が輻射伝熱を 主体とするために、 (燃焼性ガスの温度) 4 - (水冷パネルの温度 ) 4 にほぼ比例するためである。
また、 上部空間 16で式 ( 4 ) , ( 5 ) の 2次燃焼を均一に行うた めに、 上部空間 16はある程度の容積が必要となり、 上部空間 1 6に面 した範囲の水冷パネル 3の面積も必然的にある程度大き く なるこ と で、 水冷パネル 3からの抜熱が増加するために、 炭材及び酸素原単 位が更に上昇するこ とになる。
更に、 特開平 1 - 502276号公報で提案されている従来技術には下 記の第 6の問題がある。
溶融還元反応は、 泡立ちスラグ 8 と炭材の界面で主に生じている ものと推察され、 その反応は泡立ちスラグ 8 と炭材との界面の面積 に比例する ものと考えられる。 従って、 溶融還元法による生産性を 向上させるためには、 界面の面積を大き く する小径又は粉状の炭材 を使用するのが好ま しい。 更に、 金属原料を迅速に溶融してスラグ 化するこ とから、 溶融しやすい小径又は粉状の金厲原料を使用する のが好ま しい。 また、 金属原料及び炭材の価格については、 粉状の ものが塊状のものよ り安価であるのが実状であり、 安価な粉状のも のを有効に使用する こ とが、 製造コス トの低減上非常に有効である
( a ) しかし、 この特開平 1 — 502276号公報で提案されている従 来技術においては、 金属原料及び炭材を炉体 1 の上部配された原料 投入口 5 から投入するために、 金属原料及び炭材が粉状である場合 には、 原料投入口 5 から泡立ちスラ グ 8 まで落下する過程で、 泡立 ちスラ グ 8 まで到達する前にスラ グから発生する燃焼性ガスの上昇 気流に持ち去られる割合が増加する。 また、 粉状の炭材はスラ グよ り比重が軽いため、 泡立ちスラグ 8 まで到達した後もスラ グの上面 に浮遊し、 スラグから発生する燃焼性ガスの上昇気流に持ち去られ る割合が増加する。
また、 前述の下記問題点 ( b ) , ( c ) , ( d ) もある。
( b ) スラ グ 8 が炉体の長辺 18方向に殆ど流動しない。
( c ) 鉄原料及び炭材濃度に不均一が生じやすく 、 長辺 18を大き く した場合は、 原料投入設備が複数基必要となり、 設備費が増加す る。
( d ) 原料投入口を複数個にする と、 図 13に示すように、 粒径の 小さい金属原料及び炭材が原料投入口 5からガス排出口 6へ直接飛 散しやすい。
一方、 金属浴面下の底吹羽口 と上吹きラ ンスを備え、 炉壁に耐火 物を内張り した溶解炉に溶銑を入れ、 酸素などのガス及び Z又は粉 状の金属原料、 炭材を前記上吹きラ ンスから吹き込むよう にな した 溶融還元設備及び操業方法が、 特公平 6 - 89383 号公報、 特開昭 62 一 22461 9号公報、 特開昭 62 - 224620号公報、 特開昭 62 - 22841 3号公 報等で提案されている。
これらの設備及び操業方法は、 酸素などのガス及び Z又は粉状の 金属原料、 炭材を前記上吹きラ ンスから吹き込むよう にな したので 、 前記の特開平 1 - 502276号公報で提案されている従来技術の課題 ( a ) は解決している ものの、 金属を撹拌するために金属浴面下の 羽口から不活性ガスを吹き込むために、 前記の特開昭 61 - 279608号 公報で提案されている従来技術と同様に、 なお以下の課題を抱えて いる。
金属浴面下の羽口から吹き込まれるガスによ り、 溶融金属の粒か スラ グ中に吹き上げられ、 上部ラ ンスからスラグ内に吹き込まれる 酸素又は酸素富化ガスにより再酸化され、 還元速度向上、 即ち生産 速度向上の妨げとなる と共に、 燃焼性ガスと共に飛散する金属分が 増加する。
また、 特開昭 61 - 279608号公報等で提案されている従来技術の問 題点 ( 2 ) 〜 ( 5 ) は依然と して未解決で残されている。 発明の開示
本発明の第 1 の目的は、 生産量の増減に柔軟に対応でき、 溶銑の 生産量の増大時において、 上記下部羽口の高さにおける水平断面の 短辺長さを増大できる溶融還元設備を提供するこ とである。
本発明の第 2の目的は、 金属を撹拌するために金属浴面下の羽口 からガスを吹き込むこ となしに、 溶融金属とスラグの界面直上のス ラ グを撹拌し、 スラ グと溶融金属の相対速度を増大し、 スラ グから 溶融金属への熱移動量を増大し、 結果と してスラグと溶融金属の温 度差を小さ く する溶融還元設備を提供するこ とである。
本発明の第 3 の目的は、 第 1 点と して、 水平断面が長方形の炉体 の長辺方向にもスラ グを流動させる こ とで、 生産量を増加、 即ち水 平断面が長方形の炉体の長辺を大き く した場合にも、 原料投入口を 1 個にする こ とが可能な溶融還元設備を提供するこ とである。
本発明の第 3 の目的は、 第 2点と して、 金属を撹拌するために溶 銑浴面下の羽口からガスを吹き込むこ とな しに、 溶銑とスラ グの界 面直上のスラ グを撹拌し、 スラ グと溶銑の相対速度を増大し、 スラ グから溶銑への熱移動量を増大し、 結果と してスラグと溶銑の温度 差を小さ く する溶融還元設備を提供するこ とである。
本発明の第 4 の目的は、 第 1 点と して、 スラグの浴面部分の炉側 面付近、 即ち水平断面が長方形の炉体の長辺及び短辺付近に炭材が 大量に浮遊して滞留するこ とを防止し、 溶融スラグ中に炭材を巻き 込み懸濁する量を増加するこ とで、 溶融スラグ中での金属材料、 即 ち酸化金属と炭材との還元反応を促進するこ とが可能な溶融還元設 備を提供するこ とである。
本発明の第 4 の目的は、 第 2点と して、 スラグの炉体の長辺方向 の中央部分の炭材の懸濁量を増加し、 スラグ中の炭材の懸濁濃度を 均一化する、 も しく は炉体の長辺方向の中央部分の炭材の懸濁濃度 を炉体の短辺付近よ り も濃く するこ とで、 溶融スラ グ中での金属材 料、 即ち酸化金属と炭材との還元反応を促進するこ とが可能な溶融 還元設備を提供する こ とである。
本発明の第 5 の目的は、 上部空間の雰囲気温度と泡立ちスラグの 温度差を小さ くするこ とにより、 燃焼性ガスの顕熱量及び上部空間 に面した水冷パネルからの抜熱量を小さ く するこ とで、 結果と して 炭材及び酸素原単位を減少させるこ とを可能とする溶融還元設備の 操業方法及びその炉体構造を提供する こ とである。 本発明の第 6の目的は、 安価な粉状の金属原料及び炭材を有効に 歩留ま り良く使用するこ とで、 製造コス トの低減を図ると共に、 生 産性を向上させる溶融還元設備の操業方法及びその炉体構造を提供 するこ とである。
更に、 生産量を増加、 即ち水平断面が長方形の炉体の長辺を大き く した場合にも、 原料投入口を 1 〜 2個にする炉体構造の提供を目 的とするものである。
第 1 の目的を達成するために、 第 1 発明によれば、 水平断面が長 方形の炉本体に金厲原料、 炭材及び媒溶剤を添加し、 長方形の炉体 の 2つの長辺の各々を水平方向に貫通してスラグに向けて配設され た下部羽口を通じてスラグ中に酸素及びノ又は酸素富化ガスを吹き 込んで、 溶融金属を直接製造する設備において、 炉体の底面の短辺 方向の中心付近に底部羽口を配し、 該底部羽口から溶融金属中に不 活性ガスを吹き込む如く なしたこ とを特徴とする溶融還元設備の炉 体構造が提供される。
望ま しく は、 溶融金属及びスラグの合計高さ : H、 下部羽口を通 じてスラグ中に吹き込まれる吹込みガスの水平方向の到達距離 : L 3 、 底部羽口から吹き込まれるガスの広がり角 : 2 とすると、 炉 体の上記下部羽口の高さにおける水平断面の短辺方向の長さ : L , を 2 x L 3 < L , ≤ 2 ( L 3 + H X t an θ ) にする。
第 1 本発明の溶融還元炉の炉体構造においては、 炉体の底面の短 辺方向の中心付近に底部羽口を配し、 該底部羽口から溶銑中に不活 性ガスを吹き込む如く なしたことにより、 下部羽口の高さにおける 水平断面の短辺方向の長さ即ち炉体の短辺方向の長さを増大でき、 下部羽口の高さにおける水平断面の短辺方向の長さ即ち炉体の長辺 方向の長さを増大せずに溶銑生産量の増大が可能となる。 これによ り以下の利点がある。 ( 1 ) 工場建築物内の配置が容易になる。
( 2 ) 炉体及び耐火物の熱膨張吸収が容易になる。
( 3 ) 水平断面が長方形の炉体の長辺方向の反応の均一性確保が 容易に'よる。
第 2の目的を達成するために、 第 2発明によれば、 炉本体に金属 原料、 炭材及び媒溶剤を添加し、 炉体の側面を水平方向に貫通して スラ グに向けて配設された ド部羽口を通じてスラ グ中に酸素及び Z 又は酸素富化ガスを吹き込んで、 溶融金属を直接製造する設備にお いて、 前記下部羽口の下方であって、 炉内のスラ グと ¾融金属の界 面に相当する位置までの炉体側壁部に、 水平から下向きに 0 〜45 ° 指向せしめた最下段羽口を配設し、 該最下段羽口よ り不活性ガスを 吹き込む如 く なしたこ とを特徴とする溶融還元設備の炉体構造が提 供される。
第 2本発明の溶融還元炉の炉体構造においては、 下部羽口の下方 であって、 炉内のスラ グと溶融金属の界面に相当する位置までの炉 体側壁部に、 水平から下向きに 0〜45 ° 指向せしめた最下段羽口を 配設し、 該最下段羽口より不活性ガスを吹き込む如く な したこ とに よ り、 金属を撹拌するために金属浴面下の羽口からガスを吹き込む こ とな しに、 溶融金属とスラ グの界面直上のスラ グを撹拌し、 スラ グと溶融金属の相対速度を増大し、 スラグから溶融金属への熱移動 量を増大し、 結果と してスラグと溶融金属の温度差を小さ く する こ とが可能となる。 これによ り以下の利点が得られる。
( 1 ) スラグと溶融金属の温度差が小さ く なり、 その分だけスラ グと炉から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 その熱量の分 だけ炭材及び酸素原単位が低下する。
( 2 ) スラ グと炉から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 炉内面の 2次燃焼帯及びスラ グに面した範囲に水冷パネルを内張り した場合には、 水冷パネルの抜熱量が低下し、 その熱量の分だけ炭 材及び酸素原単位が低下する。
( 3 ) 炉から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 炉内面の 2次燃焼帯に面した範囲に耐火物を内張り した場合には、 耐火物の 損耗速度を低減できる こ とで、 補修又は張り替えの頻度が低下する ο
( 4 ) 溶融金属の粒がスラ グ中に吹き上げられるこ とがないため 、 下部羽口からスラ グ内に吹き込まれる酸素又は酸素富化ガスによ り再酸化される こ とがな く 、 還元速度向上即ち生産速度が向上する
( 5 ) 溶融金属の粒がスラ グ中に吹き上げられるこ とがないため 、 スラグの熱容量及び熱伝導率が小さ く なり、 スラ グに接する炉壁 及び下部羽口を水冷構造にでき、 半永久的に使用できるこ とで、 耐 火物、 羽ロコス ト及び補修、 交換のための操業停止頻度が激減する o
( 6 ) 金属浴面下の羽口が必要でないため、 耐火物、 羽口 コス ト 及び補修、 交換のための操業停止頻度が激減する。
第 3 の目的を達成するために、 第 3発明によれば、 水平断面が長 方形の炉本体に金属原料、 炭材、 及び媒溶剤を添加し、 炉体の長辺 を水平方向に貫通してスラグに向けて配設された下部羽口を通じて スラグ中に酸素及び/又は酸素富化ガスを吹き込んで、 溶融金属を 直接製造する設備において、 前記下部羽ロを炉体の長辺に直角方向 から横向きに原料投入口 と反対方向に 15〜 45。 指向せしめたこ とを 特徴とする溶融還元設備の炉体構造が提供される。
第 3本発明の溶融還元炉の炉体構造においては、 下部羽口を炉体 の長辺に直角方向から横向きに原料投入口 と反対方向に 15〜 45 ° 指 向せしめた。 これによ り以下の利点が得られる。 ( 1 ) 水平断面が長方形の炉体の長辺方向に原料投人口 と反対方 向に下部羽口よ り上方のスラ グを流動させるこ とで、 スラ グ内の鉄 原料及び炭材濃度を長辺方向に均一化し、 生産量を増加、 即ち水平 断面が長方形の炉体の長辺を大き く した場合にも、 原料投入口を 1 個にするこ とが可能となり、 原料投入設備を 1 基とするこ とができ
、 設備費が削減される。
( 2 ) 原料投入口を 1 個にするこ とで、 原料投人口 とガス排出口 との距離を大き く するこ とが可能となり、 金属原料及び炭材の粒径 が小さい場合でも、 炉本体から発生する燃焼性ガスの流れに乗つて ガス排出口へ直接飛散する金属原料及び炭材の量が増加するこ とを 防止できる。
更に、 下部羽口より下方のスラグは、 前記下部羽口よ り上方のス ラグと反対方向、 即ち原料投入口の方向に流動するこ と となり、 金 属を撹拌するために金属浴面下の羽口からガスを吹き込むこ とな し に、 溶銑とスラ グの界面直上のスラ グを流動させ、 スラ グと溶銑の 相対速度を増大し、 スラ グから溶銑への熱移動量を増大し、 結果と してスラグと溶融金属の温度差を小さ く する こ とが可能となる。 こ れにより以下の利点が得られる。
( 3 ) スラ グと溶銑の温度差が小さ く なり、 その分だけスラ グと 炉から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 その熱量の分だけ 炭材及び酸素原単位が低下する。
( ) スラグと炉から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 炉内面の 2次燃焼帯及びスラ グに面した範囲に水冷パネルを内張り した場合には、 水冷パネルの抜熱量が低下し、 その熱量の分だけ炭 材及び酸素原単位が低下する。
( 5 ) 炉から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 炉内面の 2次燃焼帯に面した範囲に耐火物を内張り した場合には、 耐火物の 損耗速麼を低減できるこ とで、 補修又は張り替えの頻度が低下する
( 6 ) 溶融金属の粒がスラ グ中に吹き上げられるこ とがないため 、 下部羽口からスラグ内に吹き込まれる酸素又は酸素富化ガスによ り再酸化されるこ とがな く 、 還元速度向上、 即ち生産速度が向上す o
( 7 ) 溶融金属の粒がスラグ中に吹き上げられる こ とかないため 、 スラグの熱容量及び熱伝導率か小さ く なり、 スラ グに接する炉壁 及び下部羽口を水冷構造にでき、 半永久的に使用できるこ とで、 耐 火物、 羽口コス ト及び補修、 交換のための操業停止頻度が激減する o
( 8 ) 金属浴面下の羽口が必要でないため、 耐火物、 羽口コス ト 及び補修、 交換のための操業停止頻度が激減する。
第 4 の目的を達成するために、 第 4 発明によれば、 第 1 の観点に おいては、 水平断面が長方形の炉本体に金厲原料、 炭材、 及び媒溶 剤を添加し、 炉体の長辺を水平方向に貫通してスラ グに向けて配設 された下部羽口を通じてスラグ中に酸素及び 又は酸素富化ガスを 吹き込んで、 溶融金属を直接製造する設備において、 下部羽口から スラ グ浴面までの高さを H、 下部羽口から吹き込まれるガスの広が り角を 2 0 とする と、 長方形の炉体の長辺方向の中央部分の 2対の 下部羽口の間隔 : L 6 を 2 x H x t an ^ < L 6 ≤ 6 x H x t an 0 と する と共に、 長方形の炉体の短辺に最も近い下部羽口から前記炉体 の短辺までの距離 : L 2 を L 2 ≤ H X tan 0 とするこ とを特徴とす る溶融還元設備の炉体構造が提供される。
も し く は、 第 2の観点においては、 下部羽口の間隔 : L , を 2 X H X tan ^ < L! ≤ 4 x H x t an 0 とする と共に、 長方形の短辺に 最も近い下部羽口から長方形の炉体の短辺までの距離 : L 2 を L 2 ≤ H x tan 0 とする。
も し く は、 第 3 の観点においては、 下部羽口を通じてスラ グ中に 吹き込まれる吹き込みガスの水平方向の到達距離を L 4 とする と、 炉体の上記下部羽口の高さにおける水平断面の短辺方向の長さ : L を 2 x L 4 < L ≤ 4 X L とする と共に、 長方形の炉本体の長 辺を垂直壁で構成する。
も しく は、 第 4 の観点においては、 前記下部羽口の上方であって 、 炉内のスラ グ上面に相当する位置までの長方形の炉体の長辺及び /又は短辺に、 水平方向にスラ グに向けてガスを吹き込むノ ズルを 設ける。
も し く は、 第 5 の観点においては、 水平断面か長方形の炉本体の 角部を面取り した、 も し く は丸みをつける。
第 4 本発明の第 1 の観点によれば、 下部羽口からスラ ゲ浴面まで の高さを H、 下部羽口から吹き込まれるガスの広がり角を 2 0 とす る と、 長方形の炉体の長辺方向の中央部分の 2対の下部羽口の間隔 : L s を 2 x H x tan ^ < L ≤ 6 x H x tan Θ とする と共に、 長 方形の炉体の短辺に最も近い下部羽口から前記炉体の短辺までの距 離 : L 2 を L 2 ≤ H X tan 0 とするこ とによ り、 炉体の短辺付近で スラグの上昇流動が発生し、 炉体の長辺方向の中央部分にスラグの 下降流動が発生し、 スラ グの浴面部分では、 炉体の短辺から炉体の 長辺方向の中央部分に向けた水平方向の流動が発生する。 これによ り、 スラ グに比べて比重の軽い炭材か、 スラ グの浴面部分で炉体の 短辺から炉体の長辺方向の中央部分に向かった水平方向の流動によ り炉体の長辺方向の中央方向に押し流され、 スラグの浴面部分の炉 体の長辺方向の中央付近に浮遊する。 炉体の長辺方向の中央付近に 浮遊した炭材は、 炉側面の摩擦抵抗がないため、 比較的容易に炉体 の長辺方向の中央付近のスラグの下降流動に乗って、 スラ グ中に巻 き込まれ、 スラ グ中の炭材懸濁量が増加する。 ― 第 2の観点によれば、 下部羽口の問隔 : L , を 2 X H X tan Θ < L , ≤ 4 X H X tan S とする と共に、 下部羽口から長方形の炉体の 短辺までの距離 : L 2 を L 2 ≤ H X t an とする こ とによ り、 各々 の下部羽口の真上付近及び炉体の短辺付近でスラ グの上昇流動が発 生し、 各々 の下部羽口間の中央部分にスラグの下降流動が発生し、 スラ グの浴面部分では、 各々 の下部羽口の真上付近から各々 の下部 羽口間の中央付近に向けた水平方向の流動が発生する。 これにより 、 スラグに比べて比重の軽い炭材が、 スラグの浴面部分で各々の下 部羽口の真上付近から各々 の下部羽口間の中央付近に向かった水平 方向の流動により各々 の下部羽口間の中央付近に押し流され、 ス ラ グの浴面部分の各々の下部羽口間の中央付近に浮遊する。 各々 の下 部羽口間の中央付近に浮遊した炭材は、 炉側面の摩擦抵抗がないた め、 比較的容易に各々 の下部羽口間の中央付近のスラグの下降流動 に乗って、 スラ グ中に巻き込まれ、 スラ グ中の炭材懸濁量が増加す る o
第 3の観点によれば、 下部羽口を通じてスラ グ中に吹き込まれる 吹き込みガスの水平方向の到達距離を L 4 とすると、 炉体の上記下 部羽口の高さにおける水平断面の短辺方向の長さ : L 5 を 2 x L 4 < L 5 ≤ 4 X L 4 とするこ とによ り、 炉体の長辺付近でスラ グの上 昇流動が発生し、 炉体の短辺方向の中央部分にスラグの下降流動が 発生し、 スラグの浴面部分では、 炉体の長辺から炉体の短辺方向の 中央部分に向けた水平方向の流動が発生する。 これによ り、 スラ グ に比べて比重の軽い炭材が、 スラグの浴面部分で炉体の長辺から炉 体の短辺方向の中央部分に向かった水平方向の流動によ り炉体の短 辺方向の中央方向に押し流され、 スラ グの浴面部分の炉体の短辺方 向の中央付近に浮遊する。 炉体の短辺方向の中央付近に浮遊した炭 材は、 炉側面の摩擦抵抗がないため、 比較的容易に炉体の短辺方向 の中央付近のスラ グの下降流動に乗って、 スラ グ中に巻き込まれ、 スラグ中の炭材懸濁量が増加する。
第 4 の観点によれば、 前記下部羽口の上方であって、 炉内のスラ グ上面に相当する位置までの長方形の炉体の長辺及び/又は短辺に 、 水平方向にスラグに向けてガスを吹き込むノ ズルを設けたこ とに より、 スラ グに比べて比重の軽い炭材が、 スラグの浴面部分で長方 形の炉体の長辺及びノ又は短辺から炉体の中央に向かって押し流さ れ、 炉側面の摩擦抵抗がないため、 比較的容易にスラグの下降流動 に乗って、 スラ グ中に巻き込まれ、 スラ グ中に懸濁する。
第 5の観点によれば、 水平断面が長方形の炉本体の角部を面取り した、 も し く は丸みをつけたこ とによ り、 特に大量の炭材が滞留す る傾向があるスラ グの浴面部分の炉体の角部面積を減少するこ とで 、 スラ グの浴面部分に浮遊する炭材量を減少し、 スラグ中に懸濁す る炭材量を相対的に増加する。
以上によ り、 以下の利点が得られる。
( 1 ) スラグの浴面部分の炉側面付近、 即ち水平断面が長方形の 炉体の長辺及び短辺付近に炭材が浮遊して滞留するこ とを防止し、 溶融スラ グ中に炭材を巻き込み懸濁する量を増加するこ とで、 溶融 スラ グ中での金属材料、 即ち酸化金属と炭材との還元反応を促進す るこ とが可能となる。
( 2 ) スラグの炉体の長辺方向の中央部分の炭材の懸濁量を増加 し、 スラグ中の炭材の懸濁濃度を均一化するこ とで、 溶融スラ グ中 での金属材料、 即ち酸化金属と炭材との還元反応を均一化するこ と が可能となる。
( 3 ) も し く は、 炉体の長辺方向の中央部分の炭材の懸濁濃度を 炉体の短辺付近より も濃く するこ とで、 水冷パネルによって冷却さ れない炉体の長辺方向の中央部分の炭材の還元速度を、 水冷パネル によって冷却される炉体の短辺 17付近より も大き く するこ とが可能 と 7よ る。
第 5の目的を達成するために、 第 5発明によれば、 第 1 の観点に おいては、 水冷パネルに内張りされた炉本体に金属原料、 炭材、 及 び媒溶剤を添加し、 炉体の側面を水平方向に貫通してス ラグに向け て配設された下部羽口を通じてスラグ中に酸素及び/又は酸素富化 ガスを吹き込むと共に、 炉体を貫通して配設された上部羽口及び/ 又は上部ラ ンスを通じて酸素及び 又は酸素富化ガスを吹き込んで 、 溶融金属を直接製造する方法において、 前記下部羽口の上方であ つて、 炉内のスラグの上面に相当する高さまでの位置に、 前記上部 羽口及び Z又は上部ラ ンスの先端を配置し、 炉内のスラ グ中に酸素 及び Z又は酸素富化ガスを吹き込むことを特徴とする溶融還元設備 の操業方法が提供される。
また、 第 2 の観点においては、 水冷パネルに内張りされた炉本体 に金属原料、 炭材、 及び媒溶剤を添加し、 炉体の側面を水平方法に 貫通してスラグに向けて配設された下部羽口を通じてスラグ中に酸 素及び Z又は酸素富化ガスを吹き込むと共に、 炉体を貫通して配設 された上部羽口及びノ又は上部ラ ンスを通じて酸素及び Z又は酸素 富化ガスを吹き込んで、 溶融金属を直接製造する設備において、 前 記下部羽口から出滓口までの高さを H , とすると、 前記下部羽口か ら前記上部羽口及び 又は上部ラ ンスの先端までの高さ : H 3 を H . く H 3 < 3 X H , と したこ とを特徴とする溶融還元設備の炉体構 造が提供される。
本発明の溶融還元炉の炉体構造においては、 下部羽口の上方であ つて、 炉内のスラグの上面に相当する高さまでの位置に、 上部羽口 及び Z又は上部ラ ンスの先端を配置したこ とによ り、 泡立ちスラ グ で発生した COガス及び炭材中水素分が、 前記上部羽口を通じてスラ グ中に吹き込まれる酸素によって、 スラ グ中で 2次燃焼するこ とに より、 上部空間からスラグへの熱移動が必要な く な り、 結果と して 、 金属を撹拌するために金属浴面下の羽口からガスを吹き込むこ と なしに、 スラ グと燃焼性ガスの温度差を小さ く するこ とが可能とな る。 これによ り以下の利点が得られる。
( 1 ) スラ グと燃焼性ガスの温度差が小さ く なり、 その分だけ炉 から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 その熱量の分だけ炭 材及び酸素原単位が低下する。
( 2 ) 炉から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 炉内面の 上部空間に面した範囲の水冷パネルの抜熱量が低下し、 その熱量の 分だけ炭材及び酸素原単位が低下する。
( 3 ) 2次燃焼反応がスラ グ中で行われる こ とによ り、 上部空間 を小さ く する こ とが可能となり、 炉内面の上部空間に面した範囲の 水冷パネルの抜熱量が低下し、 その熱量の分だけ炭材及び酸素原単 位が低下する。 それと共に、 炉体高さを小さ く するこ とが可能とな り、 設備費が安価となる。
( ) 溶融金属の粒がスラグ中に吹き上げられる こ とがないため 、 下部羽口からスラ グ内に吹き込まれる酸素又は酸素富化ガスによ り再酸化される こ とがな く 、 還元速度向上、 即ち生産速度が向上す o
♦ ( 5 ) 溶融金属の粒がスラ グ中に吹き上げられる こ とがないため 、 スラグの熱容量及び熱伝導率が小さ く なり、 スラ グに接する炉壁 及び下部羽口を水冷構造にでき、 半永久的に使用できる こ とで、 耐 火物、 羽口 コス ト及び補修、 交換のための操業停止頻度が激減する
( 6 ) 金属浴面下の羽口が必要でないため、 耐火物、 羽口コス ト 及び補修、 交換のための操業停止頻度が激減する。
第 6の目的を達成するために、 第 6発明によれば、 第 1 の観点に おいては、 炉本体に金属原料、 炭材、 及び媒溶剤を添加し、 溶融金 厲を直接製造する方法において、 水平断面が長方形の炉体の 2つの 長辺の各々を貫通してスラグに向けて配設された下部羽口を通じて 、 スラグ中に酸素及び/又は酸素富化ガスを吹き込むと共に、 前記 下部羽口の上方であって、 炉内のスラグの上面に相当する高さまで の位置にその先端を配置したラ ンスを設け、 炉内のスラグ中に炭材 及びノ又は金属原料を吹き込むこ とを特徴とする溶融還元設備の操 業方法が提供される。
望ま しく は、 第 1 の観点において、 炭材及び Z又は金属原料を事 前に篩い分けし、 粉状の炭材及び/又は金属原料を前記のラ ンスか ら吹き込むと共に、 塊状の炭材及び/又は金属原料を炉本体の上部 に配設した原料投入口から投入する。
また、 第 2の観点においては、 炉本体に金属原料、 炭材、 及び媒 溶剤を添加し、 溶融金属を直接製造する溶融還元設備において、 水 平断面が長方形の炉体の 2つの長辺の各々を貫通してスラグに向け て配設された下部羽口と共に、 前記下部羽口の上方であって、 炉内 のスラグの上面に相当する高さまでの位置にその先端を配置したラ ンスを設置し、 前記下部羽口から出滓口までの高さを H , とすると 、 前記下部羽口から前記上部羽口及び Z又は上部ラ ンスの先端まで の高さ : H 3 を H ! < H 3 < 3 X H , と したこ とを特徴とする溶融 還元設備の炉体構造が提供される。
望ま しく は、 第 2の観点において、 1 つの原料投入ロを炉本体上 面の長辺方向の一方の端部に配設し、 粉状の炭材及びノ又は金属原 料を吹き込むランスを長辺方向のもう一方の端部に配設する。
望ま しく は、 第 2の観点において、 2つの原料投入ロを炉本体上 面の長辺方向の両方の端部に配設し、 粉状の炭材及び Z又は金厲原 料を吹き込むラ ンスを長辺方向の中心に配設する。
第 6本発明の溶融還元設備の操業方法及びその炉体構造によれば 以下の利点が得られる。
( 1 ) 粉状の炭材、 及び z又は鉄原料を吹き込むラ ンスを設け、 下部羽口の上方であって炉内のスラ グの ヒ面に相当する高さ までの 位置に前記ラ ンスの先端を配置し、 炉内のスラ グ中に炭材、 及び z 又は鉄原料を吹き込むようになしたこ とによ り、 粉状の炭材、 及び
Z又は鉄原料はスラグ中で溶融及び反応し、 スラ グの上面に浮遊せ ず、 スラ グから発生する燃焼性ガスの上昇気流に持ち去られる割合 が格段に減少し、 粉状の炭材、 及び Z又は鉄原料の歩留ま りが格段 に向上する。
( 2 ) 1 つの原料投入ロを炉本体上面の長辺方向の一方の端部に 配設し、 前記の粉状の炭材、 及び 又は鉄原料を吹き込むラ ンスを 炉本体上面の長辺方向のもう一方の端部部分に配設したこ とによ り 、 スラ グ内の鉄原料及び炭材濃度を長辺方向に均一化し、 生産量を 増加、 即ち水平断面が長方形の炉体の長辺を大き く した場合にも、 原料投入口を 1 個にするこ とが可能となり、 原料投入設備が 1 基と なり、 設備費が削减される。
( 3 ) 原料投入口を 1 個にする こ とで、 原料投入口 とガス排出口 との距離を大き く するこ とが可能となり、 金属原料及び炭材の粒径 が小さい場合でも、 炉本体から発生する燃焼性ガスの流れに乗って 直接飛散する金属原料及び炭材の量が増加するこ とを防止できる。
( 4 ) 底吹羽口から溶銑に向けて酸素含有ガスを吹き込むこ とな しに、 炉体の側面を水平方向に貫通してスラ グに向けて配設された 下部羽口を通じてスラ グ中に酸素及び/又は酸素富化ガスを吹き込 んで、 スラ グのみを撹拌するため、 溶銑の粒がスラ グ中及びスラ グ 上に吹き上げられることがなく なり、 上部羽口から吹き込まれる酸 素又は酸素富化ガスにより再酸化されるこ とがなく 、 還元速度向上 、 即ち生産速度が向上すると共に、 燃焼性ガスと共に飛散する金属 分が減少する。
( 5 ) 溶融金属の粒かスラグ中に懸濁しないため、 スラグの熱容 量及び熱伝導率が小さ く なり、 スラグに接する炉壁を水冷構造にで きるこ と、 及び金属浴面下の羽口がないこ とから、 耐火物の原単位 及び補修頻度が格段に減少する。 図面の簡単な説明
図 1 は、 第 1 発明による溶融還元設備の炉体構造の一実施態様を 示す横断面図であり、
図 2は、 図 1 の炉体構造の縦断面図であり、
図 3は、 特開平 1 - 502276号公報に提案されている従来技術の炉 体構造を示す横断面図であり、
図 4 は、 短辺方向長さを増大した図 3の炉体構造を示す横断面図 であり、
図 5 は、 第 2発明による溶融還元設備の炉体構造の一実施態様を 示す横断面図であり、
図 6 は、 図 5の炉体構造の縦断面図であり、
図 7は、 第 2発明による溶融還元設備の炉体構造の別の実施態様 を示す横断面図であり、
図 8 は、 図 7の下部羽口と最下段羽口を一体化した羽口部分の拡 大断面図であり、
図 9 は、 特開平 1 - 502276号公報に提案されている従来技術の炉 体構造を別の観点から示す横断面図であり、
図 1 0は、 第 3発明による溶融還元設備の炉体構造の一実施態様を 示す縦断面図であり、
図 1 1は、 図 1 0の線 A — Aにおける断面図であり、
図 1 2は、 図 1 0の線 B _ Bにおける断面図であり、
図 1 3は、 特開平 1 - 502276号公報に提案されている従来技術の炉 体構造を別の観点から示す縦断面図であり、
図 1 4は、 図 1 3の線 A — Aにおける横断面図であり、
図 1 5は、 図 1 3の線 B — Bにおける断面図であり、
図 1 6は、 第 4発明の第 1 観点による溶融還元設備の炉体構造の一 実施態様を示す縱断面図であり、
図 1 7は、 図 1 6の線 A — Aにおける断面図であり、
図 1 8は、 図 1 6の線 B — Bにおける断面図であり、
図 1 9は、 第 4発明の第 2観点による溶融還元設備の炉体構造の一 実施態様を示す縦断面図であり、
図 20は、 図 1 9の線 A — Aにおける断面図であり、
図 21は、 図 1 9の線 B — Bにおける断面図であり、
図 22は、 第 4発明の第 3観点による溶融還元設備の炉体構造の一 実施態様を示す縦断面図であり、
図 23は、 図 22の線 A — Aにおける断面図であり、
図 24は、 図 22の線 B — Bにおける断面図であり、
図 25は、 第 4発明の第 4観点及び第 5観点による溶融還元設備の 炉体構造の一実施態様を示す縦断面図であり、
図 26は、 図 25の線 A — Aにおける断面図であり、
図 27は、 図 25の線 B — Bにおける断面図であり、
図 28は、 特開平 1 - 502276号公報に提案されている従来技術の炉 体構造を別の観点から示す縦断面図であり、
図 29は、 図 28の線 A — Aにおける断面図であり、
図 30は、 図 28の線 B — Bにおける断面図であり、 図 3 1は、 第 5発明による溶融還元設備の炉体構造の一実施態様を 示す縦断面図であり、
図 32は、 図 3 1の線 A - Aにおける断面図であり、
図 33は、 第 5発明による溶融還元設備の炉体構造の別の実施態様 を示す縦断面図であり、
図 34は、 図 33の線 A — Aにおける断面図であり、
図 35は、 第 5発明による溶融還元設備の炉体構造の更にもう一つ の実施態様を示す縱断面図であり、
図 36は、 図 35の線 A — Aにおける断面図であり、
図 37は、 特開平 1 - 502276号公報に提案されている従来技術の炉 体構造を別の観点から示す縦断面図であり、
図 38は、 図 37の線 A — Aにおける断面図であり、
図 39は、 第 6発明による溶融還元設備の炉体構造の一実施態様を 示す縦断面図であり、
図 40は、 図 39の線 A — Aにおける断面図であり、
図 4 1は、 図 39の線 B — Bにおける断面図であり、
図 42は、 第 6発明による溶融還元設備の炉体構造の他の実施態様 を示す縦断面図であり、
図 43は、 図 42の線 A - Aにおける断面図であり、
図 44は、 図 42の線 B — Bにおける断面図である。 発明を実施するための最良の形態
実施例 1
第 1 発明の一実施例を説明する。
図 1 は、 第 1 発明による溶融還元設備の炉体構造を示す横断面図 で、 図 2は図 1 の炉体構造の縦断面図である。 図 3 は特開平 I - 50 2276号公報で提案されている従来技術の溶融還元設備の炉体構造^ 示す横断面図である。 図 4 は図 3の従来技術の溶融還元設備におい て、 炉体の下部羽口の高さにおける水平断面の短辺方向の長さを增 大した場合の炉体構造を示す横断面図である。
炉体構造及び炉内での反応について、 先に行なつた従来技術の説 明との重複を敢えて避けずに、 以下に説明する。
炉体 1 は基礎 2 に固定され、 炉内面は水冷パネル 3及び耐火物 4 を内張り されており、 炉体 1 の上部には、 鉄原料、 炭材及び媒溶剤 を添加する原料投入口 5、 及び炉本体から発生する燃焼性ガスを排 出するガス排出口 6 が配設されている。
炉体 1 の底部には溶銑 7が溜ま り、 その上部に溶銑 7 によ り比重 の軽い泡立ちスラ グ 8 が溜ま っており、 溶銑 7 は溶銑溜ま り 9 を介 して出銑口 1 1から、 スラグはスラ グ溜ま り 10を介して出滓口 12から 、 それぞれ連綾的に排出される。
原料投入口 5から投入された鉄原料中の酸化鉄(FeO及び Fe 203 )は 、 同じ く 原料投人口 5 から投入された炭材中炭素分によ り、 泡立ち スラグ 8 中で以下の式 ( 1 ) , ( 2 ) に示す反応により還元される o
FeO + C → Fe + CO (吸熱反応) … ( 1 ) Fe 203 + 3 C → 2 Fe + 3 CO (吸熱反応) … ( 2 ) この溶融還元法においては、 式 ( 1 ) , ( 2 ) の還元反応は泡立 ちスラ グ 8 中で行われるため、 その還元速度即ち溶銑の生産速度は スラ グの体積にほぼ比例する こ とは広く 知られている。
また、 原料投入口 5 から投入された炭材中炭素分の一部は、 炉体 1 を貫通して泡立ちスラ グ 8 に向けて配設された下部羽口 13を通じ て泡立ちスラ グ 8 中に吹き込まれる酸素と、 以下の式 ( 3 ) に示す 反応により酸化される。
C + 1 / 2 0 2 →C0 (発熱反応) ·'· ( 3 ) この溶融還元炉のエネルギー効率即ち炭材原単位は、 式 ( 1 ) ,
( 2 ) , ( 3 ) の反応に必要な炭素分の合計によって決定される。 さ らに、 上記式 ( 1 ) , ( 2 ) , ( 3 ) によ り泡立ちスラ グ 8中 で発生した COガス及び炭材中水素分は、 炉体 1 を貫通して 2次燃焼 帯 16に向けて配設された上部羽口 14を通じて 2次燃焼帯 16中に吹き 込まれる酸素と、 以下の式 ( 4 ) , ( 5 ) に示す反応によ り酸化さ れる。
CO + 1 / 202 →C02 (発熱反応) .·' ( 4 )
Η 2 + 1 / 202 →Η20 (発熱反応) ." ( 5 ) この式 ( 4 ) , ( 5 ) の反応を炉内 2次燃焼と呼び、 この 2次燃 焼の度合いの大小を以下の式 ( 6 ) で定義される炉内 2次燃焼率で 表すこ と と、 この 2次燃焼率は上部羽口 14を通じて 2次燃焼帯 16中 に吹き込まれる酸素の流量を増加する こ とで増加するこ とは広く 知 られている。
炉内 2次燃焼率 = (C02 % + H20 % ) / (CO2 %+C0% +
H2O % + H 2 % ) … ( 6 ) 但し、 ( 6 ) 式中の C02 %, C0%, H20 %, H 2 %は、 ガス排 出口 6における燃焼性ガスの各成分の体積分率を示す。
炉内 2次燃焼率を上昇させる と、 2次燃焼帯 16における式 ( 4 ) , ( 5 ) の反応熱の一部が泡立ちスラグ 8に伝達し、 スラ グ中の式
( 3 ) の発熱反応に必要な炭素分を減少せしめるこ とで、 炭材原単 位が減少する。
この 2次燃焼帯から泡立ちスラグ 8への熱移動量を大き く するた めには、 前述のように、 泡立ちスラ グ 8の上下方向の撹拌を十分に 行う こ とが必要であるが、 特開平 1 - 502276号公報で提案されてい る従来技術の溶融還元設備の炉体構造では、 図 3に示すよ う に、 長 方形の炉体の 2つの長辺の各々 を水平方向に貫通して泡立ちスラ グ 8 に向けて配設された下部羽口 13を通じて、 泡立ちスラグ 8中に純 酸素及び Z又は酸素富化ガスを吹き込むため、 この吹込みガスの水 平方向の到達距離 : L 3 とすると、 炉体の上記下部羽口の高さにお ける水平断面の短辺方向の長さ : は、 ≤ 2 L と してい
L , を L , > 2 X L にした場合、 図 4 に示すように、 下部羽口 1 3を通じて泡立ちスラグ 8中に吹き込まれる純酸素及び Ζ又は酸素 富化ガスが、 炉体の上記下部羽口の高さにおける水平断面の短辺方 向の中心に到達せずに、 短辺方向の中心付近の泡立ちスラグ 8が十 分に撹拌されないという問題が生じる。
一方、 溶銑 7及び泡立ちスラグ 8 に向けて垂直方向に配設された 底部羽口 15を通じてガスを吹き込む場合、 そのガス流量の大小に係 わらず、 ガスは一定の広がり角 : 2 Θ (約 20° ) であるこ とが、 鉄 と鋼、 61 ( 1981 ) , No. 6等より広く知られている。
従って、 溶銑 7及びスラグ 8の合計高さ : Hとすると、 底部羽口 15から吹き込まれたガスのスラグ 8上面における広がり幅 : L 4 は 、 L = 2 H X tan 0で表せ、 このガス広がり幅 : L 4 内は十分に 撹拌される。
そこで、 図 1 に示す本発明に係わる溶融還元設備の炉体構造にお いては、 炉体の底面の短辺方向の中心付近に底部羽口を配し、 該底 部羽口から溶銑中に不活性ガスを吹き込む如く なしたこ とで、 炉体 の上記下部羽口の高さにおける水平断面の短辺方向の長さ : L , を 2 X L X L , < 2 X ( L H X tan Θ ) にした場合でも、 前述 の下部羽口の高さにおける水平断面の短辺方向の中心付近の泡立ち スラグ 8が十分に掼拌される。
以下の表 1 に、 下部羽口の高さにおける必要水平断面積 : S = 50 m 2 、 下部羽口 13から吹き込まれたガスの水平方向の到達距離 : L 3 二 1.3m、 溶銑 7及びスラ グ 8 の高さ : H = 5 mの時の、 従来技 術及び本発明に係わる溶融還元設備の炉体寸法の 1 例を示す。
従来技術 本発明 下部羽口の高さにおける必要水平 50 m 2 50 m 2 断面積 : S = L , X L 2
下部羽口 13から吹き込まれたガスの 1.3m 1.3m 水平方向の到達距離 : L 3
底部羽口 15から吹き込まれたガスの 1.7m スラ グ 8上面における広がり幅
: L 4 = 2 H X tan Θ
下部羽口の高さにおける水平断面の 2.5m
短辺方向の長さ : L ,
下部羽口の高さにおける水平断面の 20 m 12 m 長辺方向の長さ : L 2 また、 長方形の炉体 1 の 2つの長辺を水平方向に貫通してスラ グ 8 に向けて配設された下部羽口 13を通じて、 スラグ中に酸素及び Z
M C
又は酸素富化ガスを吹き込んで溶銑又は溶銑を直接製造する設備に おいては、 前述の式 ( 3 ) の発熱反応に必要な酸素は、 専ら下部羽 口 13から吹き込まれるため、 底部羽口 15から吹き込まれるガスは専 らスラグ 8及び溶銑 7の撹拌に寄与すればよ く 、 酸素を含ませる必 要はない。
一方、 底部羽口 15から溶銑中に吹き込むガスに酸素を含ませる と 、 溶銑中の金属鉄分の再酸化を招く おそれもある。 従って、 本発明 においては、 底部羽口 15から不活性ガス (例えば窒素、 アルゴン等 ) を吹き込む構成と している。 また、 図 2に示す本実施例におけるサイホンの原理による出銑及 び出滓方式においては、 炉内の溶銑 7の上面から出銑口 11までの高 さ : Hml、 炉内の溶銑 7の上面から出滓口 12までの高さ : H s i、 及 び炉内の溶銑 7の上面から炉内の泡立ちスラ グ 8 までの高さ : H s 2 は、 以下の式の関係がある。
H s l = Hm l x Ym /Y s l … ( 7 )
H s 2= Hm l x Ym / Y s 2 - ( 8 ) 但し、 Ym : 溶銑 7の比重
Y s■ : スラ グ溜ま り 10中の鎮静したスラグ 17の比重
Y s 2 : 炉内の泡立ちスラ グ 8の比重
また、 炉内の溶銑 7及びスラ グ 8の合計高さ : H、 及び炉内の溶 銑 7の高さ : H m 2と炉内の溶銑 7の上面から炉内の泡立ちスラ グ 8 までの高さ : H s 2は、 以下の式の関係がある。
H = Hm2+ H s 2 -- ( 9 ) 従って、 炉底から出銑口 11までの高さ : Hm, + Hm2、 及び炉底か ら出滓口 12までの高さ : H s l+ Hm2を変更しなければ、 炉内の溶銑 7及び泡立ちスラ グ 8の合計高さ : Hは一定に保たれる。
本発明の溶融還元炉の炉体構造においては、 炉体の底面の短辺方 向の中心付近に底部羽口を配し、 該底部羽口から溶銖中に不活性ガ スを吹き込む如く な したこ とにより、 下部羽口の高さにおける水平 断面の短辺方向の長さ即ち炉体の短辺方向の長さを増大でき、 下部 羽口の高さにおける水平断面の長辺方向の長さ即ち炉体の長辺方向 の長さを増大する こ とな しに溶銑の生産量の増大が可能となる。
これによ り、 以下の効果が得られる。
• 工場建築物内の配置が容易になる。
■ 炉体及び耐火物の熱膨張吸収が容易になる。
• 水平断面が畏方形の炉体の長辺方向の反応の均一性確保が容易 になる。
• 底部羽ロを通じて溶銑中に不活性ガスを吹き込むこ とにより、 溶銑中に常に還元性雰囲気に保持され、 鉄分の再酸化がない。
実施例 2
第 2発明の 2つの実施例を説明する。
図 5 は、 本発明による溶融還元設備の 1 実施例の炉体構造を示す 横断面図であり、 図 6 は図 5 の炉体構造の縦断面図である。 図 7 は 、 本発明による溶融還元設備の別の実施例の炉体構造を示す横断面 図であり、 図 8 は、 その下部羽口 と最下段羽口を一体化した羽口部 分の拡大断面図である。 図 9 は特開平 1 - 502276号公報で提案され ている従来技術の溶融還元設備の炉体構造を別の観点から示す横断 面図である。
まず、 図 5、 図 6 を用いて第 2発明の実施例について説明する。 図 1 、 図 2 と対応する部位には同じ符号を付した。
前記のように、 炉内 2次燃焼率を上昇したときの炭材原単位の減 少代を大き く するためには、 前述のように 2次燃焼帯 16における式 ( 4 ) , ( 5 ) の反応熱のスラグ 8への移動量を高める、 即ちスラ グの上下方向の撹拌を十分に行う こ とが有効であるが、 2次燃焼帯 1 6からスラ グ 8への熱移動量は 2次燃焼帯 16の雰囲気温度とスラ グ 8 の温度の差の関数でもあるため、 溶融金属 7 とスラ グ 8 の温度差 を極力小さ く し、 スラグ 8 の温度を下げる こ と も極めて有効である そこで、 図 5 に示す第 2発明による溶融還元設備では、 前記下部 羽口の下方であって、 炉内のスラグと溶融金属の界面に相当する位 置までの炉体側壁部に、 水平から下向きに 0〜45° 指向せしめた最 下段羽口 17を配設し、 該最下段羽口 17から不活性ガスを吹き込む如 く な したこ とにより、 スラ グ 8 と溶融金属 7の界面直上のスラグを 撹拌し、 スラ グ 8 と溶融金属 7の相対速度を増加し、 スラ グ 8 から 溶融金属 7への熱移動量を増加する。
最下段羽口 17の下向き角度に関しては、 発明者らが実施したモデ ルテス トの結果から、 45D 以上にする と溶融金属 8 の最下段羽口 17 から吹き込まれた不活性ガスと接触する部分に窪みが発生し、 溶融 金属 7 の粒がスラ グ 8 中に吹き込げられるこ と、 及びスラ グ 8 と溶 融金属 7の界面から最下段羽口 17までの高さ方向の距離が小さい場 合には、 下向き角度が 0 ° であってもスラ グ 8 と溶融金属 7の界面 直上のスラ グは十分に撹拌されるこ とが確認されたので、 最下段羽 口 17の下向き角度は 0〜45° の範囲にするこ とが好ま しい。
図 9 で示す特開平 1 - 502276号公報で提案された従来技術では、 下部羽口 13から吹き込まれる酸素及び/又は酸素富化ガスが溶融金 属 7 と直接接触するこ とを避けるため、 下部羽口 13はスラ グ 8 と溶 融金属 7 の界面から約 1000mm上方に配設されている。
また、 最下段羽口 17は水冷構造に し半永久的に使用可能と した方 が好ま しいので、 溶融金属 7上面の泡立ちを考慮して、 最下段羽口 17はスラグ 8 と溶融金属 7の界面から約 200〜1000匪上方に配設さ れるのが好ま しい。
実施例 3
次に図 7、 図 8 を用いて、 第 2発明の別の実施例について説明す これは、 下部羽口 13と最下段羽口 17を一体化した例であり、 この 一体化した水冷構造の羽口は、 前述のよう に下部羽口 13から吹き込 まれる酸素が溶融金属 7 と直接接触するこ とを避けるため、 スラ グ 8 と溶融金属 7の界面から約 1000關上方に配設されている。
下部羽口 13から吹き込まれる酸素即ち前記反応式 ( 3 ) に必要な 酸素は、 前述のよう に溶融金属 7 と直接接触するこ とを避けるため 、 水平方向に向けてスラ グ中に吹き込まれ、 一方、 最下段羽口 17か ら吹き込まれる不活性ガスは、 スラ グ 8 と溶融金属 7の界面直上の スラ グを撹拌するために、 水平から下向きに指向せしめて吹き込ま れる。
この時の最下段羽口 17の下向き角度に関しては、 スラ グ 8 と溶融 金厲 7の界面から最下段羽口 17までの高さ方向の距離が 1000mmと大 きいため、 30〜45。 の範囲にするこ とが好ま しい。
表 2 に、 特開平 1 - 502276号公報で提案された従来技術、 及び第 2発明に係わる溶融還元設備の炭材及び酸素原単位の 1 例を示す。
表 2 従来技術 本発明 溶融金属温度 C) 約 1400 約 1400 スラグ温度 C) 約 1500 約 1400 溶融金属とスラグの温度差 (°c) 約 100 約 0 炉からの燃焼性ガス温度 C) 約 1700 約 1600 水冷パネル抜熱量指数 100 83 炭材原単位指数 100 93 酸素原単位指数 100 89 第 2本発明の溶融還元炉の炉体構造においては、 前記下部羽口の 下方であって、 炉内のスラ グと溶融金属の界面に相当する位置まで の炉体側壁部に、 水平から下向きに 0〜45。 指向せしめた最下段羽 口を配設し、 該最下段羽口より不活性ガスを吹き込む如く な したこ とにより、 スラグと溶融金属の界面真上のスラグを撹拌し、 スラ グ と溶融金属の相対速度を増加し、 スラグから溶融金属への熱移動量 を増加し、 結果と してスラ グと溶融金属の温度差を小さ く するこ と が可能となる。 これによ り、 以下の効果が得られる。 • スラ グと溶融金属の温度差が小さ く なり、 その分だけスラ グと 炉から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 その熱量の分だけ 炭材及び酸素原単位が低下する。
• スラ グと炉から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 炉内 面の 2次燃焼帯及びスラ グに面した範囲に水冷パネルを内張り した 場合には、 水冷パネルの抜熱量が低下し、 その熱量の分だけ炭材及 び酸素原単位が低下する。
• 炉から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 炉内面の 2次 燃焼帯に面した範囲に耐火物を内張り した場合には、 耐火物の損耗 速度を低減できるこ とで、 補修又は張り替えの頻度が低下する。
• 溶融金属の粒がスラグ中に吹き上げられるこ とがないため、 下 部羽口からスラ グ内に吹き込まれる酸素又は酸素富化ガスによ り再 酸化されるこ とがな く 、 還元速度向上即ち生産速度が向上する。
• 溶融金属の粒がスラ グ中に吹き上げられるこ とがないため、 ス ラグの熱容量及び熱伝導率が小さ く なり、 スラグに接する炉壁及び 下部羽口を水冷構造にでき、 半永久的に使用でき るこ とで、 耐火物 、 羽口 コス ト及び補修、 交換のための操業停止頻度か激減する。
' 金属浴面下の羽口が必要でないため、 耐火物、 羽口 コス ト及び 補修、 交換のための操業停止頻度が激減する。
実施例 4
図 10は、 第 3発明による溶融還元設備の 1 実施例の炉体構造を示 す縦断面図であり、 図 1 1は図 1 0の A - A断面図、 図 12は図 1 0の B - B断面図である。
この溶融還元設備においては、 水平断面が長方形の炉体 1 に金属 原料、 炭材、 及び媒溶剤を添加し、 炉体の長辺 1 8を水平方向に貫通 してスラ グに向けて配設された下部羽口 1 3を通じてスラ グ 8 中に酸 素及び 又は酸素富化ガスを吹き込んで、 溶銑 7 を直接製造する設 備において、 前記下部羽口 13を炉体の長辺に直角方向から横向きに 、 原料投入口 5 と反対方向の角度 0が 15〜45。 の範囲になるように 指向せしめている。
それによ り、 下部羽口 1 3よ り上方のスラ グは、 水平断面が長方形 の炉体の長辺 18方向に原料投入口 5 と反対方向に流動する。
更に、 下部羽口 13より下方のスラ グは、 前記下部羽口よ り上方の スラ グと反対方向、 即ち原料投入口 5 の方向に流動するこ と となり 、 金属を撹拌するために金属浴面下の羽口からガスを吹き込むこ と な しに、 溶銑 7 とスラ グ 8 の界面直上のスラグ 8 を撹拌し、 スラグ 8 と溶銑 7 の相対速度を増大し、 スラ グ 8 から溶銑 7への熱移動量 を培大する。
下部羽口 13の横向き角度に関しては、 発明者らが実施したモデル テス トの結果から、 6>を 45° 以上にする と、 下部羽口 13を通じてス ラグ 8 中に吹き込まれる酸素及び/又は酸素富化ガスの気泡が炉体 1 の短辺 19方向の中心部まで到達せずに、 前記短辺 1 9方向の中心部 が十分に撹拌されないこ と、 及び、 Θを 15。 以下にする と、 下部羽 口 13よ り上方のスラ グの炉体の長辺 18方向に原料投入口 5 と反対方 向への流動が十分に発生しないこ とが確認されたので、 下部羽口 13 の横向き角度は 15〜45 ° の範囲にする こ とが好ま しい。
表 3 に、 特開平 1 一 502276号公報で提案された従来技術及び第 3 発明に係わる溶融還元設備の試験操業における炭材及び酸素原単位 の 1 例を示す。
試験条件は以下の通りである。
炉体面積 (下部羽口 1 3の高さにおける水平断面の面積) : 20m 2 下部羽口 13の横向き角度 0 : 本発明 30° 、 従来技術 0 ° 溶融金属原料種類 : 鉄鉱石
炭材種類 : 石炭 表 3
Figure imgf000046_0001
本実施例は、 鉄の還元の場合について説明したが、 本発明が同様 の溶融還元法によって製造される非鉄金属及び鉄合金 (例えばク ロ ム、 ニッケル、 マンガン等) の溶融還元設備についても適用される こ とは言う までもない。
本発明の溶融還元炉の炉体構造においては、 炉本体に金属原料、 炭材、 及び媒溶剤を添加し、 炉体の側面を水平方向に貫通してスラ グに向けて配設された下部羽口を通じてスラグ中に酸素及び/又は 酸素富化ガスを吹き込んで、 溶融金属を直接製造する設備において 、 下部羽ロを炉体の側面に直角方向から横向きに原料投入口 と反対 方向に 15〜45° 指向せしめた。 これによ り以下の効果が得られる。
• 水平断面が長方形の炉体の長辺方向に原料投入口 と反対方向に 下部羽口よ り上方のスラ グを流動させるこ とで、 スラグ内の鉄原料 及び炭材濃度を長辺方向に均一化し、 生産量を増加、 即ち水平断面 が長方形の炉体の長辺を大き く した場合にも、 原料投入口を 1 個に する こ とが可能となり、 原料投入設備を 1 基とするこ とができ、 設 備費が削減される。
• 原料投入口を 1 個にするこ とで、 原料投入口 とガス排出口 との 距離を大き く するこ とが可能となり、 金属原料及び炭材の粒径が さい場合でも、 炉本体から発生する燃焼性ガスの流れに乗ってガス 排出口へ直接飛散する金属原料及び炭材の量が増加するこ とを防止 できる。
更に、 下部羽口よ り下方のスラグは、 前記下部羽口よ り上方のス ラグと反対方向、 即ち原料投入口の方向に流動するこ と となり、 金 属を撹拌するために金属浴面下の羽口からガスを吹き込むこ となし に、 溶銑とスラ グの界面直上のスラグを流動させ、 スラ グと溶銑の 相対速度を増大し、 スラ グから溶銑への熱移動量を増大し、 結果と してスラグと溶融金属の温度差を小さ く するこ とが可能となる。 こ れにより、 以下の効果が得られる。
• スラ グと溶銑の温度差が小さ く なり、 その分だけスラ グと炉か ら排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 その熱量の分だけ炭材 及び酸素原単位が低下する。
' スラ グと炉から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 炉内 面の 2次燃焼帯及びスラ グに面した範囲に水冷パネルを内張り した 場合には、 水冷パネルの抜熱量が低下し、 その熱量の分だけ炭材及 び酸素原単位が低下する。
' 炉から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 炉内面の 2次 燃焼帯に面した範囲に耐火物を内張り した場合には、 耐火物の損耗 速度を低減できるこ とで、 補修又は張り替えの頻度が低下する。
• 溶融金属の粒がスラ グ中に吹き上げられるこ とがないため、 下 部羽口からスラグ内に吹き込まれる酸素又は酸素富化ガスによ り再 酸化されるこ とがな く 、 還元速度向上、 即ち生産速度が向上する。
• 溶融金属の粒がスラ グ中に吹き上げられるこ とかないため、 ス ラ グの熱容量及び熱伝導率が小さ く なり、 スラ グに接する炉壁及び 下部羽口を水冷構造にでき、 半永久的に使用できるこ とで、 耐火物 、 羽口コス ト及び補修、 交換のための操業停止頻度が激減する。
- 金属浴面下の羽口が必要でないため、 耐火物、 羽口コス ト及び 補修、 交換のための操業停止頻度が激減する。
実施例 5
図 1 6は、 第 4 発明の第 1 の観点による溶融還元設備の 1 実施例の 炉体構造を示す縦断面図であり、 図 17は図 1 6の A - A断面図、 図 18 は図 1 6の B— B断面図である。
この溶融還元設備においては、 下部羽口 1 3上方にスラ グ 8 の上昇 流動が発生する。
下部羽口からスラグ浴面までの高さを H、 下部羽口から吹き込ま れるガスの広がり角を 2 » とすると、 下部羽口 1 3から吹き込まれた ガスのスラグ 8上面における広がり幅 : L 3 は、 L = 2 H X t an 0で表せる。
こ こで、 炉体の長辺方向の断面、 即ち図 1 6に着目する と、 炉体の 長辺方向の中央部分の 2対の下部羽口の間隔 : L 6 を L 3 < L 3 X L とするこ とにより、 炉体の長辺方向の中央部分にスラ グ 8 の下降流動が発生する。 こ こで、 炉体の長辺方向の中央部分の 2対 の下部羽口の間隔 : L 6 を L 3 < L ≤ 3 L と規定したのは、 L ≤ L とする場合には、 炉体の長辺方向の中央部分の 2対の下 部羽口から吹き込まれたガスのスラグ 8上面における広がりが相互 に重なるこ とにより、 炉体の長辺方向の中央部分にスラ グ 8 の上昇 流が発生してしまい、 下降流動が発生しないためである。 逆に、 L > 3 X L とする場合には、 炉体の長辺方向の中央部分に流動し ない部分ができてしま うためである。
一方、 下部羽口 13から長方形の炉体の短辺 19までの距離 : L 2 を L ≤ L Z 2 と しているこ とにより、 下部羽口 13から長方形の炉 体の短辺 19までの範囲は、 下部羽口 13から吹き込まれたガスのスラ グ 8上面における広がり幅の範囲内となり、 炉体の短辺 1 9付近でス ラ グ 8 の上昇流動が発生し、 スラ グ 8 の浴面部分では、 炉体の短辺 1 9から炉体の長辺方向の中央部分に向けた水平方向の流動が発生す 。
これにより、 スラグ 8 に比べて比重の軽い炭材 20が、 スラ グ 8 の 浴面部分で炉体の短辺 1 9から炉体の長辺方向の中央部分に向かった 水平方向の流動により、 炉体の長辺方向の中央方向に押し流され、 スラグ 8の浴面部分の炉体の長辺方向の中央付近に浮遊する。 炉体 の長辺方向の中央付近に浮遊した炭材は、 炉側面の摩擦抵抗かない ため、 比較的容易に炉体の長辺方向の中央付近のスラ グ 8 の下降流 動に乗って、 スラグ 8 中に巻き込まれ、 炉体の長辺方向の中央付近 のスラグ 8 中の炭材 20の懸濁量が増加する。
上記傾向は、 発明者らが、 スラグ 8 の代替えに水を、 炭材の代替 えにコルク等の水より も比重の軽い材料を使用 して行ったモデルテ ス トによって、 確認されている。
実施例 6
図 1 9は、 第 4発明の第 2の観点による溶融還元設備の 1 実施例の 炉体構造を示す縦断面図であり、 図 20は図 1 9の A - A断面図、 図 21 は図 1 9の B — B断面図である。
この溶融還元設備においては、 下部羽口 1 3上方にスラ グ 8 の上昇 流動が発生する。
こ こで、 炉体の長辺方向の断面、 即ち図 1 9に着目する と、 下部羽 口 1 3の間隔 : を L 3 < L! ≤ 2 X L とするこ とによ り、 各々 の下部羽口 1 3間の中央部分にスラ グ 8 の下降流動が発生する。 こ こ で、 下部羽口の間隔 : L , を L 3 < L , ≤ 2 X L と規定したのは 、 L ! ≤ L とする場合には、 下部羽口 1 3から吹き込まれたガスの スラ グ 8上面における広がりが相互に重なるこ とによ り、 各々 の下 部羽口 13間の中央部分にスラ グ 8 の上昇流が発生してしまい、 下降 流動が発生しないためである。 逆に、 L , > 2 X L 3 とする場合に は、 各々 の下部羽口 13間の中央部分に流動しない部分ができてしま うためである。
一方、 下部羽口 13から長方形の炉体の短辺 19までの距離 : L 2 を L 2 ≤ L 3 2 とするこ とによ り、 下部羽口 13から長方形の炉体の 短辺 19までの範囲は、 下部羽口 13から吹き込まれたガスのスラ グ 8 上面における広がり幅の範囲内となり、 炉体の短辺 19付近でスラグ 8 の上昇流動が発生する。
従って、 スラグ 8 の浴面部分では、 炉体の短辺 19付近及び各々 の 下部羽口 13の真上付近から各々 の下部羽口 13間の中央付近に向けた 水平方向の流動が発生する。
これによ り、 スラグ 8 に比べて比重の軽い炭材 20が、 スラグ 8 の 浴面部分で炉体の短辺 19付近及び各々 の下部羽口 13の真上付近から 各々の下部羽口 13間の中央付近に向かった水平方向の流動によ り、 各々 の下部羽口 13間の中央付近に押し流され、 スラグ 8 の浴面部分 の各々の下部羽口 13間の中央付近に浮遊する。 各々の下部羽口 13間 の中央付近に浮遊した炭材 20は、 炉側面の摩擦抵抗がないため、 比 較的容易に各々 の下部羽口 13間の中央付近のスラ グ 8 の下降流動に 乗って、 スラ グ 8 中に巻き込まれ、 下部羽口 13間の中央付近のスラ グ 8 中の炭材 20の懸濁量が増加する。
上記傾向は、 発明者らが、 スラグ 8 の代替えに水を、 炭材の代替 えにコルク等の水よ り も比重の軽い材料を使用 して行ったモデルテ ス トによって、 確認されている。
実施例 7
図 22は、 第 4 発明の第 3 の観点による溶融還元設備の 1 実施例の 炉体構造を示す縦断面図であり、 図 23は図 22の A - A断面図、 図 24 は図 22の B— B断面図である。
こ の溶融還元設備においては、 下部羽口 1 3上方にスラグ 8 の上昇 流動が発生する。
こ こで、 炉体の短辺方向の断面、 即ち図 23に着目すると、 下部羽 口 1 3を通じてスラ グ 8 中に吹き込まれる吹込みガスの水平方向の到 達距離を L 4 とする と、 炉体の上記下部羽口 1 3の高さにおける水平 断面の短辺方向の長さ : L 5 を 2 x L 4 < L 5 ≤ 4 X L とする こ とにより、 炉体の短辺方向の中央部分にスラ グ 8 の下降流動が発生 する。 こ こで、 炉体の上記下部羽口 1 3の高さにおける水平断面の短 辺方向の長さ : L 5 を 2 X L 4 < L ≤ 4 X L と規定したのは、 L ≤ 2 X L とする場合には、 下部羽口 1 3から吹き込まれたガス のスラグ 8上面における広がりが相互に重なるこ とにより、 炉体の 短辺方向の中央部分にスラ グ 8 の上昇流が発生してしまい、 下降流 動が発生しないためである。 逆に、 L 5 > 4 X L とする場合には 、 炉体の短辺方向の中央部分に流動しない部分ができてしま うため である。
一方、 長方形の炉本体の長辺を垂直壁で構成したこ とにより、 炉 体の長辺 1 8付近でスラグ 8 の上昇流動が発生し、 炉体の短辺方向の 中央部分にスラ グ 8 の下降流動が発生し、 スラ ゲ 8 の浴面部分では 、 炉体の長辺 1 8から炉体の短辺方向の中央部分に向けた水平方向の 流動が発生する。
これにより、 スラグ 8 に比べて比重の軽い炭材 20が、 スラ グ 8の 浴面部分で炉体の長辺 1 8から炉体の短辺方向の中央部分に向かった 水平方向の流動により炉体の短辺方向の中央方向に押し流され、 ス ラ グ 8 の浴面部分の炉体の短辺方向の中央付近に浮遊する。 炉体の 短辺方向の中央付近に浮遊した炭材 20は、 炉側面の摩擦抵抗がない ため、 比較的容易に炉体の短辺方向の中央付近のスラ グ 8 の下降流 動に乗って、 スラ グ 8 中に巻き込まれ、 スラグ 8 中の炭材 20の懸濁 量が増加する。
上記傾向は、 発明者らが、 スラグ 8 の代替えに水を、 炭材の代替 えにコルク等の水より も比重の軽い材料を使用 して行ったモデルテ ス トによって、 確認されている。
実施例 8
図 25は、 第 4 発明の第 4 および第 5 の観点による溶融還元設備の 1 実施例の炉体構造を示す縦断面図であり、 図 26は図 25の A - A断 面図、 図 27は図 25の B - B断面図である。
この溶融還元設備においては、 前記下部羽口 1 3の上方であって、 炉内のスラ グ 8 の上面に相当する位置までの長方形の炉体の長辺 1 8 及び Z又は短辺 1 9に、 水平方向にスラ グ 8 に向けてガスを吹き込む ノ ズル 22を設けたと共に、 水平断面が長方形の炉本体の角部 23を面 取り している。
従って、 スラグ 8 に比べて比重の軽い炭材 20が、 水平方向にスラ グ 8 に向けて設けたノ ズル 22から吹き込まれたガスによ り、 スラ グ 8の浴面部分で長方形の炉体の長辺 1 8及びノ又は短辺 1 9から炉体 1 の中央に向かって押し流され、 炉側面の摩擦抵抗がないため、 比較 的容易にスラ グ 8 の下降流動に乗って、 スラ グ 8 中に巻き込まれ、 スラ グ 8 中の炭材 20の懸濁量が増加する。
一方、 特に大量の炭材が滞留する傾向があるスラグの浴面部分の 炉体の角部 23面積を減少するこ とで、 スラグ 8 の浴面部分に浮遊す る炭材 20の量を減少し、 スラグ 8 中に懸濁する炭材 20の量を相対的 に増加する。
上記傾向は、 発明者らが、 スラ グ 8の代替えに水を、 炭材の代替 えにコルク等の水よ り も比重の軽い材料を使用 して行ったモデルテ ス トによって、 確認されている。 前記の実施例は、 鉄の還元の場合について説明したか、 本発明が 同様の溶融還元法によって製造される非鉄金属及び鉄合金 (例えば ク ロム、 ニッケル、 マンガン等) の溶融還元設備についても適用さ れる こ とは言う までもない。
第 4 本発明の第 1 の観点による溶融還元炉の炉体構造においては 、 下部羽口からスラ グ浴面までの高さを H、 下部羽口から吹き込ま れるガスの広がり角を 2 Θ とする と、 長方形の炉体の長辺方向の中 央部分の 2対の下部羽口の間隔 : L 6 を 2 x H x tan 0 < L 6 ≤ 6 X H X tan 0 とする と共に、 長方形の炉体の短辺に最も近い下部羽 口から前記炉体の短辺までの距離 : L 2 を L 2 ≤ H X tan 0 とする こ とによ り、 炉体の短辺付近でスラ グの上昇流動が発生し、 炉体の 長辺方向の中央部分にスラ グの下降流動が発生し、 スラ グの浴面部 分では、 炉体の短辺から炉体の長辺方向の中央部分に向けた水平方 向の流動が発生する。 これにより、 スラグに比べて比重の軽い炭材 力 、 スラ グの浴面部分で炉体の短辺から炉体の長辺方向の中央部分 に向かった水平方向の流動により炉体の長辺方向の中央方向に押し 流され、 スラ グの浴面部分の炉体の長辺方向の中央付近に浮遊する 。 炉体の長辺方向の中央付近に浮遊した炭材は、 炉側面の摩擦抵抗 がないため、 比較的容易に炉体の長辺方向の中央付近のスラグの下 降流動に乗って、 スラグ中に巻き込まれ、 スラ グ中の炭材懸濁量が 増加する。
第 4発明の第 2の観点においては、 下部羽口の間隔 : L , を 2 X H X tan ^ < L ) ≤ 4 x H x tan 0 とする と共に、 下部羽口から長 方形の炉体の短辺までの距離 : L 2 を L 2 ≤ H X tan 0 とする こ と によ り、 各々 の下部羽口の真上付近及び炉体の短辺付近でスラ グの 上昇流動が発生し、 各々 の下部羽口間の中央部分にスラグの下降流 動が発生し、 スラ グの浴面部分では、 各々 の下部羽口の真上付 i斤か ら各々 の下部羽口間の中央付近に向けた水平方向の流動が発生する 。 これによ り、 スラ グに比べて比重の軽い炭材が、 スラ グの浴面部 分で各々 の下部羽口の真上付近から各々 の下部羽口間の中央付近に 向かった水平方向の流動によ り各々の下部羽口間の中央付近に押し 流され、 スラ グの浴面部分の各々 の下部羽口間の中央付近に浮遊す る。 各々の下部羽口間の中央付近に浮遊した炭材は、 炉側面の摩擦 抵抗がないため、 比較的容易に各々 の下部羽口間の中央付近のス ラ グの下降流動に乗って、 スラグ中に巻き込まれ、 スラ グ中の炭材の 懸濁量が増加する。
第 4 発明の第 3 の観点においては、 下部羽口を通じてスラ グ中に 吹き込まれる吹込みガスの水平方向の到達距離を L 4 とする と、 炉 体の上記下部羽口の高さにおける水平断面の短辺方向の長さ : L 5 を 2 x L 4 < L ≤ 4 L とするこ とにより、 炉体の長辺付近で スラグの上昇流動が発生し、 炉体の長辺方向の中央部分にスラ グの 下降流動が発生し、 スラグの浴面部分では、 炉体の長辺から炉体の 短辺方向の中央部分に向けた水平方向の流動が発生する。 これによ り、 スラ グに比べて比重の軽い炭材が、 スラ グの浴面部分で炉体の 長辺から炉体の短辺方向の中央部分に向かった水平方向の流動によ り炉体の短辺方向の中央方向に押し流され、 スラグの浴面部分の炉 体の短辺方向の中央付近に浮遊する。 炉体の短辺方向の中央付近に 浮遊した炭材は、 炉側面の摩擦抵抗がないため、 比較的容易に炉体 の短辺方向の中央付近のスラグの下降流動に乗って、 スラグ中に巻 き込まれ、 スラグ中の炭材懸濁量が増加する。
第 4 の発明の第 4 の観点においては、 前記下部羽口の上方であつ て、 炉内のスラ グ上面に相当する位置までの長方形の炉体の長辺及 び/又は短辺に、 水平方向にスラ グに向けてガスを吹き込むノ ズル ^設けたこ とによ り、 スラ グに比べて比重の軽い炭材が、 スラ グの 浴面部分で長方形の炉体の長辺及び z又は短辺から炉体の中央に向 かって押し流され、 炉側面の摩擦抵抗がないため、 比較的容易にス ラ グの下降流動に乗って、 スラ グ中に巻き込まれ、 スラ グ中の炭材 の懸濁量が増加する。
第 4 発明の第 5 の観点においては、 水平断面が長方形の炉本体の 角部を面取り した、 も し く は丸みをつけたこ とによ り、 特に大量の 炭材が滞留する傾向があるスラ グの浴面部分の炉体の角部面積を減 少するこ とで、 スラ グの浴面部分に浮遊する炭材量を減少し、 スラ グ中に懸濁する炭材量を相対的に増加する。
以上によ り、 以下の効果が期待できる。
• スラ グの浴面部分の炉側面付近、 即ち水平断面が長方形の炉体 の長辺及び短辺付近に炭材が浮遊して滞留するこ とを防止し、 溶融 スラ グ中に炭材を巻き込み懸濁する量を増加するこ とで、 溶融スラ グ中での金属材料、 即ち酸化金属と炭材との還元反応を促進するこ とが可能となる。
• スラグの炉体の長辺方向の中央部分の炭材の懸濁量を増加し、 スラ グ中の炭材の懸濁濃度を均一化するこ とで、 溶融スラ グ中での 金属材料、 即ち酸化金属と炭材との還元反応を均一化するこ とが可 能となる。
■ も し く は、 炉体の長辺方向の中央部分の炭材の懸濁濃度を炉体 の短辺付近より も濃くするこ とで、 水冷パネルによって冷却されな ぃ炉体の長辺方向の中央部分の炭材の還元速度を、 水冷パネルによ つて、 冷却される炉体の短辺付近より も大き くするこ とが可能とな る o
実施例 9
図 31は、 第 5発明による溶融還元設備の 1 実施例の炉体構造を示 す縦断面図であり、 図 32は図 31の A - A断面図である。 炉内 2次燃焼率を上昇したときの炭材原単位の減少代を大き く す るためには、 前述のように、 式 ( 4 ) , ( 5 ) の反応熱の泡立ちス ラ グ 8への移動量を高めるこ とが有効であるが、 本実施例において は、 前記下部羽口の上方であって、 炉内のスラ グの上面に相当する 位置までの炉体 1 の側面に、 前記下部羽口を配設し、 炉内のスラ グ 中に酸素及び/又は酸素富化ガスを吹き込むようになしたこ とによ り、 式 ( 4 ) , ( 5 ) の 2次燃焼反応が泡立ちスラグ 8 中で行われ 、 その 2次燃焼反応熱が直接泡立ちスラ グ 8 を加熱するため、 スラ グ中における ( 4 ) , ( 5 ) の 2次燃焼反応で発生し上部空間 1 6に 抜けていく 燃焼性ガスと泡立ちスラグ 8 の温度差は殆どな く なる。
次に図 31及び図 32を用いて、 本実施例における炉内の泡立ちスラ グ 8 の上面の高さについて説明する。
本実施例では出銑口 1 1と出滓口 12を個別の高さに設け、 その高さ によ りサイホンの原理で炉内に保持する溶銑 7及び泡立ちスラ グ 8 の体積を制御し、 それ以上の溶銑及びスラグは自動的に排出する溶 融還元設備について説明するが、 本発明がその他の出銑及び出滓方 式 (例えば高炉のような開口方式) を採用 した溶融還元設備につい ても適用されるこ とは言う までもない。
本実施例におけるサイホンの原理による出銑及び出滓方式におい ては、 下部羽口 13から出銑口 12までの高さ : H , 、 下部羽口 13から 泡立ちスラ グ 8 の上面までの高さ : H 2 は、 以下の式の関係がある ο
H , = H 2 r 2 / r . - ( 7 ) 但し、 ァ , : スラ グ溜ま り 10中の鎮静スラ グ 17の比重
7 2 : 炉内の泡立ちスラ グ 8 の比重
前記の式 ( 1 ) , ( 2 ) , ( 3 ) によ り泡立ちスラ グ 8 中で発生 した COガスにより、 泡立ちスラ グ 8 中に気泡か対流するため、 炉内 の下部羽口 13より上方に位置する泡立ちスラ グ 8の比重 : 7 ! はス ラグ溜ま り 10中の鎮静スラグ 24の比重 : 7 2 の 1 Z 2〜 1 Z 3 とな る。 従って、 下部羽口 13から出銑口 12までの高さ : H , は下部羽口 13から泡立ちスラグ 8の上面までの高さ : H 2 の 2〜 3倍となるこ とが発明者らの試験操業等で確認されている。
本実施例においては、 下部羽口 13から上部羽口 14の先端までの高 さ : H 3 を H】 < H 3 < 3 X H , と したこ とにより、 上部羽口 14の 先端は、 下部羽口 13の上方であって、 炉内の泡立ちスラグ 8の上面 に相当する高さまでの位置に、 配置されるこ とになる。
実施例 10
図 33は、 第 5発明による溶融還元設備の別の実施例の炉体構造を 示す縦断面図であり、 図 34は図 33の A - A断面図である。
図 33、 図 34を用いて、 第 5発明の別の実施例について説明する。 この実施例では、 上部ラ ンス 25を炉内のスラグの上面より上方の 炉体 1 の側面から下向きに斜めに挿入し、 前記上部羽口 14の先端を 、 前記下部羽口の上方であって、 炉内のスラグの上面までの高さに 位置せしめ、 炉内のスラグ中に酸素及び 又は酸素富化ガスを吹き 込むようになしている。
実施例 11
図 35は、 第 5発明による溶融還元設備の更にもう一つの実施例の 炉体構造を示す断面図であり、 図 36は図 35の A - A断面図である。 図 35、 図 36を用いて、 第 5発明の更にもう一つの実施例について 説明する。
この実施例では、 上部ラ ンス 25を炉体 1 の上面から下向きに垂直 に挿入し、 前記上部羽口 14の先端を、 前記下部羽口の上方であって 、 炉内のスラグの上面までの高さに位置せしめ、 炉内のスラグ中に 酸素及び Z又は酸素富化ガスを吹き込むようになしている。 実施例 10及び 1 1においても、 炉内のスラ グ中に酸素及び/又は酸 素富化ガスを引き込むようにな しているため、 式 ( 4 ) , ( 5 ) の 2次燃焼反応が泡立ちスラグ 8 中で行われ、 その 2次燃焼反応熱が 直接泡立ちスラ グ 8 を加熱するため、 スラ グ中における ( 4 ) , ( 5 ) の 2次燃焼反応で発生し上部空間 16に抜けていく 燃焼性ガスと 泡立ちスラ グ 8 の温度差は殆どな く なる。
実施例 10および 1 1においても、 下部羽口 13から上部ラ ンス 25の先 端までの高さを ( 1 〜 3 ) X H , と したこ とによ り、 上部ラ ンス 25 の先端は、 下部羽口 13の上方であって、 炉内の泡立ちスラ グ 8 の上 面に相当する高さまでの位置に配置されるこ とになる。
また、 実施例 10及び 1 1においては、 上部ラ ンス 25の修繕等を考慮 して、 前記上部羽口 14を上昇及び下降自在とする こ とが好ま しい。 表 4 に、 特開平 1 - 502276号公報で提案された従来技術、 及び本 発明に係わる溶融還元設備の炭材及び酸素原単位の 1 例を示す。 燃 焼性ガスの熱量は約 16 %、 水冷パネル抜熱量は約 38 %減少し、 結果 と して、 炭材原単位は約 14 %、 酸素原単位は 22%減少する効果があ つ こ
表 4 L 従来技術 本発明 スラグ温度 C ) 約 1 , 500 約 1 , 500 炉からの燃焼性ガス温度 ( )
燃焼性ガスとスラ グの温度差 (て) 約 200 約 0 燃焼性ガス熱量指数 100 84 水冷パネル抜熱量指数 100 62 炭材原単位指数 100 86 酸素原単位指数 100 78 本実施例は、 鉄の還元の場合について説明したが、 本発明か同様 の溶融還元法によって製造される非鉄金属及び鉄合金 (例えばク ロ ム、 ニッケル、 マンガン等) の溶融還元設備についても適用される こ とは言う までもない。
また、 本実施例は、 炉体の水平断面が長方形の溶融還元設備の場 合について説明したが、 本発明が炉体の水平断面が円形の溶融還元 設備の場合についても適用される こ とは言う までもない。
以上のよう に第 5 発明においては、 下部羽口の上方であって、 炉 内のスラ グの上面に相当する高さ までも位置に、 上部羽口の先端を 配設したこ とによ り、 泡立ちスラ グで発生した C Oガス及び炭材中水 素分が、 前記上部羽口を通じてスラグ中に吹き込まれる酸素によつ て、 スラ グ中で 2次燃焼する こ とにより、 上部空間からスラ グへの 熱移動が必要な く なり、 結果と して、 金属を撹拌するために金属浴 面下の羽口からガスを吹き込むこ とな しに、 スラ グと燃焼性ガスの 温度差を小さ く する こ とが可能となる。 これによ り、 以下の効果が 期待できる。
• スラグと燃焼性ガスの温度差が小さ く なり、 その分だけ炉から 排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 その熱量の分だけ炭材及 び酸素原単位が低下する。
• 炉から排出される燃焼性ガスの温度を低下でき、 炉内面の上部 空間に面した範囲の水冷パネルの抜熱量が低下し、 その熱量の分だ け炭材及び酸素原単位が低下する。
• 2次燃焼反応がスラグ中で行われるこ とによ り、 上部空間を小 さ く するこ とが可能となり、 炉内面の上部空間に面した範囲の水冷 パネルの抜熱量が低下し、 その熱量の分だけ炭材及び酸素原単位が 低下する。 それと共に、 炉体高さを小さ く するこ とが可能となり、 設備費が安価となる。 • 溶融金属の粒がスラ グ中に吹き上げられる こ とがないため、 下 部羽口からスラ グ内に吹き込まれる酸素又は酸素富化ガスによ り再 酸化されるこ とがな く 、 還元速度向上、 即ち生産速度が向上する。
• 溶融金属の粒がスラ グ中に吹き上げられる こ とがないため、 ス ラ グの熱容量及び熱伝導率か小さ く なり、 スラ グに接する炉壁及び 下部羽口を水冷構造にでき、 半永久的に使用できる こ とで、 耐火物 、 羽口 コス ト及び補修、 交換のための操業停止頻度が激減する。
• 金属浴面下の羽口が必要でないため、 耐火物、 羽口 コス ト及び 補修、 交換のための操業停止頻度が激減する。
実施例 1 2
図 39は、 第 6 発明による溶融還元設備の 1 実施例の炉体構造を示 す縦断面図であり、 図 40は図 39の A — A断面図であり、 図 4 1は図 39 の B - B断面図である。
この溶融還元設備においては、 炉体 1 に金属原料、 炭材、 及び媒 溶剤を添加し、 溶銑 7を直接製造する設備において、 水平断面が長 方形の炉体の長辺 1 8を水平方向に貫通してスラ グに向けて配設され た下部羽口 1 3を通じて泡立ちスラ グ 8 中に酸素及び Z又は酸素富化 ガスを吹き込んでいる。 1 つの原料投入口 5 は、 炉本体上面の長辺 方向の一方の端部に配設され、 炉本体から発生する燃焼性ガスを排 出するガス排出口 6 は、 炉本体上面のも う一方の端部に配設されて いる。
粉状の炭材を吹き込むラ ンス 26及び粉状の鉄原料を吹き込むラ ン ス 27は、 長辺方向のガス排出口 6 と同じ側の端部の短辺 1 9に配設さ れ、 泡立ちスラ グ 8 中に各々斜めに挿入されている。 前記炭材吹込 ラ ンス 26及び鉄原料吹込ラ ンス 27の先端は、 前記下部羽口 1 3の上方 であって炉内の泡立ちスラ グ 8 の上面に相当する高さ までの位置に 配設されている。 炭材は、 篩い分け装置 30— aによって、 塊状の炭材 (約 2隱以上 ) と粉状の炭材 (約 2 mm以下) に分級される。 塊状の炭材は、 各々 ホッパー 31— a に装入され、 コ ンベア一 32によって搬送され、 原料 投入口 5 を介して炉体 1 内に投入される。 一方、 粉状の炭材は、 各 々吹込装置 33— a に装入され、 吹込配管 34 - a によって搬送され、 前記炭材吹込ラ ンス 26を介して炉体 1 内の泡立ちスラ グ 8 内に吹き 込まれる。
鉄原料は、 篩い分け装置 30 - bによって、 塊状の鉄原料 (約 2 以上) と粉状の鉄原料 (約 2 ram以下) に分級される。 塊状の鉄原料 は、 各々 ホ ッ パー 31— bに装入され、 コ ンベア一 32によって搬送さ れ、 原料投入口 5 を介して炉体 1 内に投入される。 一方、 粉状の鉄 原料は、 各々吹込装置 33— bに装入され、 吹込配管 34 - bによ って 搬送され、 前記鉄原料吹込ラ ンス 27を介して炉体 1 内の泡立ちスラ グ 8 内に吹き込まれる。
次に図 39を用いて、 本実施例における炉内の泡立ちスラ グ 8 の上 面の高さについて説明する。
本実施例では出銑口 1 1と出滓口 12を個別の高さに設け、 その高さ によりサイホンの原理で炉内に保持する溶銑 7及び泡立ちスラグ 8 の体積を制御し、 それ以上の溶銑及びスラ グは自動的に排出する溶 融還元設備について説明するが、 本発明がその他の出銑及び出滓方 式 (例えば高炉のような開口方式) を採用 した溶融還元設備につい ても適用されるこ とは言う までもない。
本実施例におけるサイホンの原理による出銑及び出滓方式におい ては、 下部羽口 1 3から出滓口 1 2までの高さ : 、 下部羽口 1 3から 泡立ちスラグ 8 の上面までの高さ '· H 2 は、 以下の式の関係がある
H , = H 2 X r 2 / r . "- ( 7 ) 但し、 7 , : スラ グ溜ま り 10中の鎮静スラ グ 25の比重
r 2 : 炉内の泡立ちスラ グ 8 の比重
前記の式 ( 1 ) , ( 2 ) , ( 3 ) によ り泡立ちスラ グ 8 中で発生 した COガスにより、 泡立ちスラ グ 8 中に気泡が対流するため、 炉内 の下部羽口 13より上方に位置する泡立ちスラ グ 8 の比重 : ァ , はス ラ グ溜ま り 10中の鎮静スラ グ 24の比重 : Ί 1 の 1 / 2〜 1 Z 3 とな る。 従って、 下部羽口 13から泡立ちスラ グ 8 の上面までの高さ : H 2 は下部羽口 13から出銑口 12までの高さ : H , の 2〜 3倍となるこ とが発明者らの試験操業等で確認されている。
本実施例においては、 下部羽口 13からラ ンス 26, 27の先端までの 高さ : H 3 を H 3 > H , と したこ とにより、 炭材吹込ラ ンス 26及び 鉄原料吹込ラ ンス 27の先端は、 下部羽口 13の上方に配置されるこ と になる。 更に、 下部羽口 13から上部羽口 14の先端までの高さ : H 3 を H 3 < 3 X H! 、 即ち H 3 < H 2 と したこ とにより、 炭材吹込ラ ンス 26及び鉄原料吹込ラ ンス 27の先端は、 炉内の泡立ちスラ グ 8 の 上面よりに配置されるこ とになる。 従って、 下部羽口 13から上部羽 口 14の先端までの高さ : H 3 を H , < H 3 < 3 X H , と したこ とに よ り、 炭材吹込ラ ンス 26及び鉄原料吹込ラ ンス 27の先端は、 下部羽 口 13の上方であって、 炉内の泡立ちスラ グ 8 の上面に相当する高さ までの位置に、 配置されるこ とになる。
実施例 13
図 42は、 第 6 発明による溶融還元設備の別の実施例の炉体構造を 示す縦断面図であり、 図 43は図 42の A - A断面図であり、 図 44は図 42の B — B断面図である。
この溶融還元設備においては、 炉体 1 に金属原料、 炭材、 及び媒 溶剤を添加し、 溶銑 7 を直接製造する設備において、 水平断面が長 方形の炉体の長辺 18を水平方向に貫通してスラ グに向けて配設され た下部羽口 1 3を通じて泡立ちスラ グ 8 中に酸素及び/又は酸素富化 ガスを吹き込んでいる。 2つの原料投入口 5 は、 炉本体上面の長辺 方向の両方の端部に配設され、 炉本体から発生する燃焼性ガスを排 出するガス排出口 6 は、 炉本体上面の長辺方向の中心に配設されて いる。
粉状の炭材を吹き込むラ ンス 26及び粉状の鉄原料を吹き込むラ ン ス 27は、 長辺方向の中心部位の長辺 1 8に配設され、 泡立ちスラ グ 8 中に各々斜めに挿入されている。 前記炭材吹込ラ ンス 26及び鉄原料 吹込ラ ンス 27の先端は、 前記下部羽口 1 3の上方であって炉内の泡立 ちスラ グ 8 の上面に相当する高さまでの位置に配置されている。 本実施例においても、 下部羽口 1 3からラ ンス 26, 27の先端までの 高さ : H 3 を H , < H 3 < 3 X H , と したこ とにより、 炭材吹込ラ ンス 26及び鉄原料吹込ラ ンス 27の先端は、 下部羽口 1 3の上方であつ て、 炉内の泡立ちスラ グ 8 の上面に相当する高さまでの位置に配置 されるこ とになる。
本実施例は、 鉄の還元の場合について説明したが、 本発明が同様 の溶融還元法によって製造される非鉄金属及び鉄合金 (例えばク ロ ム、 ニ ッ ケル、 マ ンガン等) の溶融還元設備について も適用される こ とは言う までもない。
以上のよう に第 6発明においては、 以下の効果が得られる。
• 粉状の炭材、 及び Z又は鉄原料を吹き込むラ ンスを設け、 下部 羽口の上方であって炉内のスラグの上面に相当する高さ までの位置 に前記ラ ンスの先端を配置し、 炉内のスラ グ中に炭材、 及びノ又は 鉄原料を吹き込むようになしたこ とによ り、 粉状の炭材、 及び Z乂 は鉄原料はスラ グ中で溶融及び反応し、 スラ グの上面に浮遊せず、 スラグから発生する燃焼性ガスの上昇気流に持ち去られる割合が格 段に減少し、 粉状の炭材、 及び Z又は鉄原料の歩留ま りが格段に向 上する。
• 1 つの原料投入ロを炉本体上面の長辺方向の一方の端部に配設 し、 前記の粉状の炭材、 及び/又は鉄原料を吹き込むラ ン スを炉本 体上面の長辺方向のも う一方の端部に配設したこ とにより、 スラ グ 内の鉄原料及び炭材濃度を長辺方向に均一化し、 生産量を増加、 即 ち水平断面が長方形の炉体の長辺を大き く した場合にも、 原料投入 口を 1 個にするこ とが可能となり、 原料投入設備か 1 基となり、 設 備費が削減される。
• 原料投入口を 1 個にするこ とで、 原料投入口 とガス排出口 との 距離を大き く する こ とが可能となり、 金属原料及び炭材の粒径が小 さい場合でも、 炉本体から発生する燃焼性ガスの流れに乗って直接 飛散する金属原料及び炭材の量が増加する こ とを防止できる。
• 底吹羽口から溶銑に向けて酸素含有ガスを吹き込むこ となしに 、 炉体の側面を水平方向に貫通してスラグに向けて配設された下部 羽口を通じてスラ グ中に酸素及び/又は酸素富化ガスを吹き込んで 、 スラグのみを撹拌するため、 溶銑の粒がスラグ中及びスラ グ上に 吹き上げられるこ とがな く なり、 上部羽口から吹き込まれる酸素又 は酸素富化ガスにより再酸化される こ とがな く 、 還元速度向上、 即 ち生産速度が向上する と共に、 燃焼性ガスと共に飛散する金属分が 減少する。
• 溶融金属の粒がスラ グ中に懸濁しないため、 スラ グの熱容量及 び熱伝導率が小さ く なり、 スラ グに接する炉壁を水冷構造にできる こ と、 及び金属浴面下の羽口がないこ とから、 耐火物の原単位及び 補修頻度が格段に減少する。

Claims

請 求 の 範 囲
1 . 水平断面が長方形の炉本体に金属原料、 炭材及び媒溶剂を添 加し、 長方形の炉体の 2つの長辺の各々 を水平方向に貫通してスラ グに向けて配設された下部羽口を通じてスラ グ中に酸素及びノ又は 酸素富化ガスを吹き込んで、 溶融金属を直接製造する設備において 、 炉体の底面の短辺方向の中心付近に底部羽口を配し、 該底部羽口 から溶融金属中に不活性ガスを吹き込む如く な したこ とを特徴とす る溶融還元設備の炉体構造。
2 . 請求項 1 の溶融還元設備において、 溶融金属及びスラ グの合 計高さ : H、 下部羽口を通じてスラ グ中に吹き込まれる吹込みガス の水平方向の到達距離 : L 3 、 底部羽口から吹き込まれるガスの広 力 り角 : 2 0 とする と、 炉体の上記下部羽口の高さにおける水平断 面の短辺方向の長さ : を 2 x L 3 < L ! ≤ 2 ( L 3 + H X t an 9 ) にしたこ とを特徴とする請求項 1 記載の溶融還元設備の炉体 構造。
3 . 炉本体に金属原料、 炭材及び媒溶剤を添加し、 炉体の側面を 水平方向に貫通してスラ グに向けて配設された下部羽口を通じてス ラグ中に酸素及びノ又は酸素富化ガスを吹き込んで、 溶融金属を直 接製造する設備において、 前記下部羽口の下方であって、 炉内のス ラグと溶融金属の界面に相当する位置までの炉体側壁部に水平から 下向きに 0〜45。 指向せしめた最下段羽口を配設し、 該最下段羽口 より不活性ガスを吹き込む如く なしたこ とを特徴とする溶融還元設 備の炉体構造。
4 . 水平断面が長方形の炉本体に金属原料、 炭材、 及び媒溶剤を 添加し、 炉体の長辺を水平方向に貫通してスラ グに向けて配設され た下部羽口を通じてスラ グ中に酸素及び Ζ又は酸素富化ガスを吹き 込んで、 溶融金属を直接製造する設備において、 前記下部羽ロを炉 体の長辺に直角方向から横向きに原料投入口と反対方向に 15〜45° 指向せしめたこ とを特徴とする溶融還元設備の炉体構造。
5. 水平断面が長方形の炉本体に金属原料、 炭材、 及び媒溶剤を 添加し、 炉体の長辺を水平方向に貫通してスラグに向けて配設され た下部羽口を通じてスラグ中に酸素及び Z又は酸素富化ガスを吹き 込んで、 溶融金属を直接製造する設備において、 下部羽口からスラ グ浴面までの高さを H、 下部羽口から吹き込まれるガスの広がり角 を 2 0 とすると、 長方形の炉体の長辺方向の中央部分の 2対の下部 羽口の間隔 : L 6 を 2 x H x tan ^ < L 6 ≤ 6 x H x tan eとする と共に、 長方形の炉体の短辺に最も近い下部羽口から前記炉体の短 辺までの距離 : L 2 を L 2 ≤ H x tan 6» とするこ とを特徴とする溶 融還元設備の炉体構造。
6. 水平断面が長方形の炉本体に金属原料、 炭材、 及び媒溶剤を 添加し、 炉体の長辺を水平方向に貫通してスラグに向けて配設され た下部羽口を通じてスラグ中に酸素及び/又は酸素富化ガスを吹き 込んで、 溶融金属を直接製造する設備において、 下部羽口からスラ グ浴面までの高さを H、 下部羽口から吹き込まれるガスの広がり角 を 2 0 とすると、 下部羽口の間隔 : L , を 2 x H x tan^ < L , ≤ 4 X H X tan0 とすると共に、 長方形の炉体の短辺に最も近い下部 羽口から前記炉体の短辺までの距離 : L 2 を L 2 ≤ H X tan 0 とす るこ とを特徴とする溶融還元設備の炉体構造。
7. 水平断面が長方形の炉本体に金属原料、 炭材、 及び媒溶剤を 添加し、 炉体の長辺を水平方向に貫通してスラグに向けて配設され た下部羽口を通じてスラグ中に酸素及び Z又は酸素富化ガスを吹き 込んで、 溶融金属を直接製造する設備において、 下部羽口を通じて スラ グ中に吹き込まれる吹き込みガスの水平方向の到達距離を L 4 とする と、 炉体の上記下部羽口の高さにおける水平断面の短辺方向 の長さ : L 5 を 2 X L 4 < L ≤ 4 X L とする と共に、 長方形の 炉本体の長辺を垂直壁で構成するこ とを特徴とする溶融還元設備の 炉体構造。
8 . 水平断面が長方形の炉本体に金厲原料、 炭材、 及び媒溶剤を 添加し、 炉体の長辺を水平方向に貫通してスラ グに向けて配設され た下部羽口を通じてスラグ中に酸素及び Z又は酸素富化ガスを吹き 込んで、 溶融金属を直接製造する設備において、 前記下部羽口の上 方であって、 炉内のスラグ上面に相当する位置までの長方形の炉体 の長辺及び Z又は短辺に、 水平方向にスラグに向けてガスを吹き込 むノ ズルを設けたこ とを特徴とする溶融還元設備の炉体構造。
9 . 水平断面が長方形の炉本体に金属原料、 炭材、 及び媒溶剤を 添加し、 炉体の長辺を水平方向に貫通してスラグに向けて配設され た下部羽口を通じてスラグ中に酸素及び/又は酸素富化ガスを吹き 込んで、 溶融金属を直接製造する設備において、 水平断面が長方形 の炉本体の角部を面取り した、 も し く は丸みをつけたこ とを特徴と する溶融還元設備の炉体構造。
1 0. 請求項 5 の溶融還元設備の炉体構造において、 請求項 7 の溶 融還元設備の炉体構造の特徴を付加したこ とを特徴とする溶融還元 設備の炉体構造。
1 1 . 請求項 6 の溶融還元設備の炉体構造において、 請求項 7 の溶 融還元設備の炉体構造の特徴を付加したこ とを特徴とする溶融還元 設備の炉体構造。
12. 請求項 8 の溶融還元設備の炉体構造において、 請求項 9 の溶 融還元設備の炉体構造の特徴を付加したこ とを特徴とする溶融還元 設備の炉体構造。
1 3. 請求項 5 の溶融還元設備の炉体構造において、 請求項 8及び 9の何れか一方又は双方の溶融還元設備の炉体構造の特徴を付加し たこ とを特徴とする溶融還元設備の炉体構造。
1 4. 請求項 6の溶融還元設備の炉体構造において、 請求項 8及び 9の何れか一方又は双方の溶融還元設備の炉体構造の特徴を付加し たこ とを特徵とする溶融還元設備の炉体構造。
1 5. 請求項 7の溶融還元設備の炉体構造において、 請求項 8及び 9の何れか一方又は双方の溶融還元設備の炉体構造の特徴を付加し たこ とを特徴とする溶融還元設備の炉体構造。
1 6. 水冷パネルに内張りされた炉本体に金属原料、 炭材、 及び媒 溶剤を添加し、 炉体の側面を水平方向に貫通してスラグに向けて配 設された下部羽口を通じてスラグ中に酸素及び/又は酸素富化ガス を吹き込むと共に、 炉体を貫通して配設された上部羽口及び/又は 上部ラ ンスを通じて酸素及び Z又は酸素富化ガスを吹き込んで、 溶 融金属を直接製造する方法において、 前記下部羽口の上方であって 、 炉内のスラグの上面に相当する高さまでの位置に、 前記上部羽口 及び 又は上部ラ ンスの先端を配置し、 炉内のスラグ中に酸素及び Z又は酸素富化ガスを吹き込むこ とを特徴とする溶融還元設備の操 業方法。
1 7. 水冷パネルに内張りされた炉本体に金属原料、 炭材、 及び媒 溶剤を添加し、 炉体の側面を水平方向に貫通してスラグに向けて配 設された下部羽口を通じてスラグ中に酸素及び Z又は酸素富化ガス を吹き込むと共に、 炉体を貫通して配設された上部羽口及び/又は 上部ラ ンスを通じて酸素及び Z又は酸素富化ガスを吹き込んで、 溶 融金属を直接製造する設備において、 前記下部羽口から出滓口まで の高さを H i とすると、 前記下部羽口から前記上部羽口及び Z乂は 上部ラ ンスの先端までの高さ : H 3 を < H 3 < 3 H , と した こ とを特徴とする溶融還元設備の炉体構造。
1 8. 炉本体に金属原料、 炭材、 及び媒溶剤を添加し、 溶融金属を 直接製造する方法において、 水平断面が長方形の炉体の 2つの長辺 の各々 を貫通してスラ グに向けて配設された F'部羽口を通じて、 ス ラ グ中に酸素及び/又は酸素富化ガスを吹き込むと共に、 前記下部 羽口の上方であって、 炉内のスラグの上面に相当する高さまでの位 置にその先端を配置したラ ンスを設け、 炉内のスラ グ中に炭材及び ノ又は金属原料を吹き込むこ とを特徴とする溶融還元設備の操業方 法。
1 9. 請求項 1 8の溶融還元設備の操業方法において、 炭材及び Z又 は金属原料を事前に篩い分けし、 粉状の炭材及び Z又は金属原料を 前記のラ ンスから吹き込むと共に、 塊状の炭材及び Z又は金属原料 を炉本体の上部に配設した原料投入口から投入する こ とを特徴とす る溶融還元設備の操業方法。
20. 炉本体に金属原料、 炭材、 及び媒溶剤を添加し、 溶融金属を 直接製造する溶融還元設備において、 水平断面が長方形の炉体の 2 つの長辺の各々 を貫通してスラ グに向けて配設された下部羽口 と共 に、 前記下部羽口の上方であって、 炉内のスラ グの上面に相当する 高さ までの位置にその先端を配置したラ ンスを設置し、 前記下部羽 口から出滓口までの高さを とする と、 前記下部羽口から前記上 部羽口及びノ又は上部ラ ンスの先端までの高さ : H 3 を H , < H < 3 X H , と したこ とを特徴とする溶融還元設備の炉体構造。
21 . 請求項 20の溶融還元設備の炉体構造において、 1 つの原料投 入口を炉本体上面の長辺方向の一方の端部に配設し、 粉状の炭材及 びノ又は金属原料を吹き込むラ ンスを長辺方向のもう一方の端部に 配設したこ とを特徴とする溶融還元設備の炉体構造。
22. 請求項 20の溶融還元設備の炉体構造において、 2つの原料投 入口を炉本体上面の長辺方向の両方の端部に配設し、 粉状の炭材及 び/又は金属原料を吹き込むラ ンスを長辺方向の中心に配設した とを特徴とする溶融還元設備の炉体構造。
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