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WO2024185211A1 - 溶鉄の製造方法 - Google Patents

溶鉄の製造方法 Download PDF

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WO2024185211A1
WO2024185211A1 PCT/JP2023/040492 JP2023040492W WO2024185211A1 WO 2024185211 A1 WO2024185211 A1 WO 2024185211A1 JP 2023040492 W JP2023040492 W JP 2023040492W WO 2024185211 A1 WO2024185211 A1 WO 2024185211A1
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WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
burner
furnace
electric furnace
fuel
iron source
Prior art date
Application number
PCT/JP2023/040492
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
太 小笠原
信彦 小田
康一 堤
由枝 中井
Original Assignee
Jfeスチール株式会社
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Jfeスチール株式会社 filed Critical Jfeスチール株式会社
Priority to JP2024546449A priority Critical patent/JPWO2024185211A1/ja
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    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B11/00Making pig-iron other than in blast furnaces
    • C21B11/10Making pig-iron other than in blast furnaces in electric furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52Manufacture of steel in electric furnaces
    • 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
    • Y02P10/20Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a technology for melting cold iron sources with high productivity and reduced power consumption.
  • Patent Documents 1 and 2 disclose a technique for providing highly efficient heat in an iron bath type smelting reduction furnace, in which a lance for feeding powdered ore is installed separately from the top blowing lance for supplying oxidizing gas.
  • a flow hole for the ore is provided at the tip of the lance, and a burner consisting of injection holes for blowing in fuel and oxygen is provided, and the ore is supplied so that it passes through the flame generated by the burner.
  • the ore heated in the flame transfers heat to the molten iron in the furnace, dramatically improving the utilization of the burner combustion heat.
  • the temperature of the gas generated by burner combustion i.e., the exhaust gas temperature, is also reduced by transferring heat from the gas generated by burner combustion to the powdered material in the burner flame.
  • the melting reduction process described in Patent Document 2 shows that the powder fuel ratio S/Q is 0.3 or more when the supply rate of the powder is S (kg/min) and the calorific value of the burner fuel per unit time is Q (MJ/min). In other words, it shows that it is necessary to supply a sufficient amount of powder and granular material relative to the combustion heat of the burner.
  • the amount of heat generated by the burner and the amount of heat that can be applied to the molten iron in the furnace are limited by the amount of powder that can be supplied during the refining process. If excess powder is supplied to the refining process in excess of the powder-like auxiliary materials actually required, extra sensible heat is required to heat the excess powder to the molten iron temperature, resulting in a heat loss that exceeds the amount of heat applied by the burner.
  • the present invention was made in consideration of these circumstances, and aims to propose a technology for melting cold iron sources that provides a highly efficient means of heat application in an electric furnace, is highly productive, and reduces the power consumption per unit of electricity.
  • the method for producing molten iron according to the present invention is a method for producing molten iron using an electric furnace and melting a cold iron source with electric energy, and is characterized in that a burner is provided in the electric furnace, which has an injection hole for ejecting fuel and an injection hole for ejecting a combustion-supporting gas, and ejects a flame from the injection hole toward the contents of the electric furnace, and when a powdered or powdered auxiliary material is injected so that it passes through the flame formed by the burner, the supply rate of the auxiliary material or the fuel supply rate of the burner is adjusted according to the melting status of the cold iron source in the electric furnace.
  • the method for producing molten iron according to the present invention is as follows: (a) adjusting the supply rate of the auxiliary material or the fuel supply rate of the burner so that the powder fuel ratio S/Q (kg/MJ) satisfies the relationship of formula (1): S/Q ⁇ 0.3 ⁇ (1 ⁇ L/Lh) (where L is the vertical distance (m) between the maximum height position of the unmelted cold iron source in the electric furnace and the top surface position of the molten metal, and is set to 0 when there is no unmelted cold iron source above the top surface position of the molten metal, and Lh is the vertical distance (m) between the tip of the burner and the top surface position of the molten metal), where Q is the heat value of the fuel used in the burner per unit time (MJ/min) and S is the supply rate of the auxiliary material (kg/min); (b) the electric furnace is an arc furnace, and the shortest distance between the electrode that generates an arc and the burner is set to 1.1 times or more the distance La between the tip of the electrode and
  • the powder and granular material are heated in the burner flame and become a heat transfer medium, so that the burner combustion heat can be used to heat the cold iron source and molten iron in the melting chamber of the electric furnace with high efficiency, thereby reducing electricity consumption. Furthermore, if there is a large amount of unmelted cold iron source in the electric furnace, it is possible to directly heat the unmelted cold iron source with the burner flame. Compared to the molten metal, the cold iron source above the molten metal has a larger surface area, so it is possible to transfer the burner combustion heat to the cold iron source in the furnace with high efficiency.
  • FIG. 1 is a schematic vertical cross-sectional view showing an overview of a DC arc furnace as an electric furnace according to one embodiment of the present invention.
  • FIG. A schematic vertical cross-sectional view of the tip of a burner lance used in the above embodiment.
  • FIG. 1 is a schematic vertical cross-sectional view showing an overview of a DC arc furnace 1 as an electric furnace according to one embodiment of the present invention, and shows the mode of operation of a DC arc type electric furnace.
  • the burner lance 2 is inserted into the electric furnace 1 from a burner lance insertion hole provided in the furnace lid 3 so that it can rise and fall.
  • the burner lance 2 is inserted vertically from the furnace lid so that it can rise and fall, but this is not limited to this.
  • the burner lance 2 may be inserted obliquely from above the furnace wall toward the inside of the furnace.
  • the burner is not limited to a lance type that can rise and fall, and may be in a form in which the nozzle part is fixed to the furnace lid 3 or furnace wall 4.
  • the burner may be given an oxygen supply function and oxygen may be supplied from the burner.
  • the burner lance 2 sprays a burner flame 2a toward the surface of the furnace contents, such as the cold iron source 5 and molten iron 6 contained in the electric furnace 1.
  • an oxygen blowing lance or a carbon blowing lance may be inserted into the electric furnace 1 from above through the furnace lid 3, or from the slag outlet.
  • the carbonaceous material injection lance may inject one or more types of carbonaceous material, such as coke, char, coal, charcoal, and graphite, into the molten slag 7 using air or nitrogen as a carrier gas.
  • carbonaceous material such as coke, char, coal, charcoal, and graphite
  • oxygen may be supplied (injected) from the oxygen injection lance, and the oxygen may push aside the molten slag 7 and be injected into the molten iron 6.
  • an oxygen-containing gas such as a mixture of pure oxygen and air, may be blown from the oxygen blowing lance.
  • the electric furnace 1 has a tapping port 8 at the bottom 11.
  • a slag discharge port 9 is provided on the opposite side of the tapping port 8. This tapping port 8 is blocked by packing sand or mud material that is filled inside.
  • the slag discharge port 9 is trough-shaped, and the furnace body of the electric furnace 1 can be tilted to discharge the slag.
  • the top of the electric furnace 1 is inserted with an electrode 10 penetrating the openable water-cooled furnace lid 3 from above.
  • a bottom electrode 13 is provided as a counter electrode penetrating the furnace bottom 11.
  • a bottom electrode cooling device and a secondary conductor are also provided for the bottom electrode 13.
  • the bottom electrode 13 is connected to the molten iron 6 and the cold iron source 5, and an arc is generated between the electrode 10 and the molten iron source 5 to melt the cold iron source 5 and form an arc heating section A that heats the molten iron 6.
  • the electrode 10 is usually made of graphite or the like and can be moved up and down.
  • a bottom blowing tuyere 12 may be installed on the furnace bottom 11 to perform stirring by blowing gas.
  • an example of two electrodes 10 is shown, but one electrode or three or more electrodes may be used.
  • a burner lance 2 is arranged between the two electrodes.
  • FIG. 1 shows a state in which iron-based scrap is charged as the cold iron source 5, and the cold iron source 5 is melted by starting the current supply.
  • powdered auxiliary material 2b is sprayed from a burner lance 2 through a burner flame 2a to promote the melting of the cold iron source 5.
  • the fuel mainly made of hydrogen gas refers to hydrogen gas or hydrogen-rich gaseous fuel, and the hydrogen-rich gaseous fuel can be a mixed gas of hydrogen gas and methane gas, natural gas, or petroleum gas. From the viewpoint of reducing the amount of CO2 generated, it is preferable to mix hydrogen gas at 50 vol% or more.
  • a DC arc furnace 1 with two electrodes is used as the electric furnace, but an AC arc furnace with three electrodes or the like may also be used.
  • FIG. 2 shows a schematic diagram of the tip 20 of the burner lance 2 used in the above embodiment.
  • a powder supply pipe 21 having an injection hole at the center is arranged, and a fuel supply pipe 22 and a combustion-supporting gas supply pipe 23 having injection holes are arranged in sequence around the powder supply pipe 21.
  • the outside of the powder supply pipe 21 is provided with an outer shell 25 having a cooling water passage 24.
  • a fuel gas 26 and a combustion-supporting gas 27 are supplied from the injection holes provided on the outer periphery of the powder supply pipe 21 to form a burner flame 2a. Then, the powdered auxiliary material 2b injected from the powder supply pipe 21 is heated in the burner flame 2a.
  • the powdered auxiliary material 2b becomes a heat transfer medium, so that it is possible to improve the heat transfer efficiency of the flame to the furnace contents such as the cold iron source 5 and the molten iron 6. As a result, it is possible to reduce the amount of electricity.
  • the combustion-supporting gas 27 in addition to pure oxygen, a mixed gas of oxygen and CO 2 or an inert gas, air, or oxygen-enriched air can be applied.
  • the gas for transporting the powdery auxiliary material 2b may be an inert gas or a combustion-supporting gas.
  • a cold iron source 5 such as scrap iron or solid reduced iron
  • an electric furnace such as a DC arc furnace 1 shown in FIG. 1, from a bucket (not shown).
  • electricity is started.
  • a burner lance 2 installed at the top of the furnace is inserted into the electric furnace 1, and the cold iron source 5 is heated by electricity and the combustion heat of the burner flame 2a.
  • the melting of the initial cold iron source 5 progresses further and a flat bath state is reached, in other words, when any unmelted cold iron source 5 is immersed in the molten iron 6, slag can be removed from the slag outlet 9 as necessary. After that, the power supply and burner use can be stopped, and the furnace lid 3 can be opened to charge the second cold iron source 5. After the second cold iron source 5 is charged, it is preferable to resume power supply and perform the burner heating operation in the same way as after the initial charging.
  • the cold iron source 5 may be charged three or more times.
  • the inventors used an electric furnace 1 as shown in Figure 1 and investigated the efficiency of heat transfer to the furnace contents by changing the fuel gas flow rate and powder supply rate in various ways.
  • the ratio of the supply rate S (kg/min) of the auxiliary material 2b to the heat value Q (MJ/min) per unit time of the fuel 26 used in the burner 2 is defined as the powder fuel ratio S/Q (kg/MJ).
  • the powder fuel ratio S/Q (kg/MJ) needed to be 0.3 x (1-L/Lh) or more, where L (m) is the vertical distance between the maximum height of the unmelted cold iron source 5 in the electric furnace and the top surface of the molten metal, and Lh (m) is the vertical distance between the burner tip and the top surface of the molten metal. If it was less than that, the heat transfer efficiency decreased.
  • the minimum distance Lb between the burner lance 2 and the electrode 10 is the distance between the electrode surface and the burner lance surface.
  • the minimum distance Lb between the burner lance 2 and the electrode 10 needs to be at least 1.1 times the distance La between the electrode 10 and the furnace contents. If it is less than this, an arc may occur between the electrode 10 and the burner lance 2.
  • the powder type can be a slag-forming material, dust, etc., which is a powder or a powdered auxiliary material 2b.
  • a slag-forming material, dust, etc. which is a powder or a powdered auxiliary material 2b.
  • the particle size of the auxiliary material is large, it is preferable to process the particle size to approximately 100 ⁇ m or less by crushing or the like.
  • the particle size is expressed as a 50% passing rate based on volume.
  • the electric furnace can be any that uses electrical energy to melt a cold iron source and obtain molten iron.
  • an arc furnace not only the above-mentioned DC or AC arc furnaces, but also submerged arc furnaces in which heating is performed by immersing a Seeberg-type self-baking electrode or the like in the slag, may be used.
  • it may be an indirect resistance furnace in which the object to be heated is heated by radiation from a heating element installed in the furnace, or by convection and conductive heat transfer within the furnace.
  • it may be a plasma arc melting furnace.
  • the molten iron 6 melted in this embodiment has a composition equivalent to the metal composition of the main raw material, the iron scrap or solid reduced iron, and is usually molten steel with a relatively low C content.
  • alloys may be added directly in the electric furnace where it was melted, or finishing decarburization or dephosphorization may be performed using oxygen blowing.
  • secondary refining such as molten steel desulfurization and vacuum degassing may be performed.
  • semi-finished products such as cast pieces are produced through a casting process such as continuous casting.
  • Example 1 A cold iron source melting test was carried out using a DC arc furnace as an electric furnace. Scrap was used as the cold iron source, and the total amount charged was 100 t.
  • a burner lance equipped with a fuel supply line and an oxygen supply line was installed on the lid of the electric furnace, and the tip of the burner lance had a multiple tube structure similar to that shown in Figure 2.
  • Propane gas was used as the burner fuel. Comparisons were made between no burner (treatment No. 1), a case where burner fuel was supplied but no powder was supplied and the furnace contents were heated by the burner flame alone (treatment No. 2), and a case where powdered lime was injected into the burner flame (treatment Nos. 3 to 10).
  • the discharge temperature was 1650°C.
  • the powder was supplied into the electric furnace using argon gas as a carrier gas, and powdered lime was supplied into the electric furnace at a supply rate of 100 kg/min in a total amount of 50 kg/t-molten iron.
  • the supply amount of propane gas as fuel gas was changed in the range of 2.2 to 11.1 Nm 3 /min for each heat of the electric furnace.
  • the powder fuel ratio S/Q was in the range of 0.1 to 0.51 kg/MJ.
  • oxygen gas was supplied as a combustion supporting gas for burning the propane fuel gas in each heat.
  • the power consumption rate is an index obtained by dividing the amount of power used under each processing condition by the amount of power used in Processing No. 1.
  • the electric furnace processing time is the time (min) from the start of power supply to the start of pouring.
  • the heat transfer efficiency of the burner combustion heat represents the ratio of the amount of heat transferred to the furnace contents out of the amount of heat generated by the burner fuel. The results are shown in Table 1.
  • Process No. 2 In comparison with Process No. 1, where no burner was used, Process No. 2, where the furnace contents were heated only by the burner flame, did not effectively transfer the burner combustion heat, and the power consumption rate and electric furnace processing time were almost the same.
  • Processes No. 3 to 10 where the powdered lime was heated in the burner flame, resulted in a reduction in the power consumption rate and electric furnace processing time. This is because the powdered lime was heated in the burner flame, and some of the burner combustion heat was transferred to the furnace contents.
  • the efficiency of the burner combustion heat transfer decreased, and the reduction in the power consumption rate and electric furnace processing time became smaller. This is because the amount of heat transferred to the powdered lime reached a plateau, and the proportion of the burner combustion heat emitted as sensible heat in the exhaust gas increased.
  • Example 2 The cold iron source was melted to obtain molten steel using the same equipment configuration and fuel as in Example 1.
  • the tapping temperature was 1650°C. After the start of energization, the melting of the initial cold iron source progressed and the height of the charge in the furnace decreased, and when a space was created in the upper part of the furnace, the burner lance was lowered and heating by the burner flame was also used.
  • the powder was supplied into the electric furnace using argon gas as a carrier gas, and powdered lime was supplied into the electric furnace at a supply rate of 100 kg/min in a total amount of 50 kg/t-molten iron.
  • the powder fuel ratio S/Q was changed to 0.3 x (1-L/Lh) or more, and the propane gas flow rate was changed to be as large as possible, where L (m) is the distance between the maximum height position of the cold iron source and the top surface of the molten metal, and Lh (m) is the vertical distance between the tip position of the burner lance and the top surface of the molten metal.
  • Lh was 2.0 m, and as a result of monitoring inside the furnace, L changed from 1.4 m to 0 m (flat bath state). During this time, the propane gas flow rate was changed from 12.3 Nm 3 /min to 3.7 Nm 3 /min.
  • the pulverized fuel ratio S/Q was equivalent to 0.089 kg/MJ to 0.30 kg/MJ.
  • Oxygen gas was also supplied as a combustion supporting gas to burn the propane fuel gas during processing. After slag was removed from the slag outlet, electricity and burner use were stopped, the furnace lid was opened and the second and subsequent cold iron sources were charged. After the second cold iron source was charged, electricity was resumed and operation was carried out in the same manner as after the initial charging. In this way, molten steel at 1650°C was finally obtained and poured into the ladle.
  • the power consumption rate is an index obtained by dividing the amount of power used under each processing condition by the amount of power used in Processing No. 1 in Example 1.
  • the electric furnace processing time is the time (minutes) from the start of power supply to the start of molten metal tapping.
  • the heat transfer efficiency of burner combustion heat represents the ratio of the amount of heat transferred to the furnace contents out of the amount of heat generated by the burner fuel. The results are shown in Table 2.
  • Example 3 Under the operating conditions of Process No. 6 in Example 1, the position at which the burner lance was inserted was changed, and the relationship between the shortest distance Lb between the electrode where an arc is generated and the burner lance and the distance La between the electrode and the upper surface of the molten metal was investigated.
  • the power consumption rate is an index obtained by dividing the amount of power used for each processing condition by the amount of power used for Processing No. 1 in Example 1.
  • the electric furnace processing time is the time (minutes) from the start of current application to the start of molten metal tapping.
  • the heat transfer efficiency of burner combustion heat represents the ratio of the amount of heat transferred to the furnace contents out of the amount of heat generated by the burner fuel.
  • the distance between the electrode and the burner is represented by the ratio Lb/La. The results are shown in Table 2.
  • the unit of mass "t" used in this specification represents 10 3 kg.
  • the "N” attached to the unit of gas volume represents the volume under standard conditions of a temperature of 0° C. and a pressure of 101,325 Pa.
  • the heat transfer efficiency is improved, and the cold iron source can be melted using a heat source with reduced CO2 emissions, which reduces the power consumption rate and reduces the environmental load, making it industrially useful. It is suitable for application to processes such as refining furnaces that require a heat source with reduced CO2 emissions and the addition of powdered auxiliary materials.

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Abstract

生産性が高く、電力原単位を低減して、冷鉄源を溶解する技術を提供する。電気炉を用い、電気エネルギーにより冷鉄源を溶解する溶鉄の製造方法であって、燃料を噴出させる噴射孔および支燃性ガスを噴出させる噴射孔を備え、該噴射孔から前記電気炉内の炉内容物に向けて火炎を噴射するバーナーを前記電気炉に配し、前記バーナーにより形成される火炎の中を通過するように粉状または粉状に加工した副原料を吹込むにあたり、前記電気炉内の冷鉄源の溶解状況に応じて、前記副原料の供給速度または前記バーナーの燃料供給速度を調整する溶鉄の製造方法である。

Description

溶鉄の製造方法
 本発明は、生産性が高く、電力原単位を低減して、冷鉄源を溶解する技術に関する。
 近年、地球温暖化防止の観点から、鉄鋼業界においても化石燃料の消費量を削減してCOガスの発生量を減少させる技術開発が進められている。従来の一貫製鉄所においては、鉄鉱石を炭素で還元して溶銑を製造している。この溶銑を製造するには鉄鉱石の還元等のために溶銑1tあたり500kg程度の炭素源を必要とする。一方、鉄スクラップや固体還元鉄などの冷鉄源を主原料として溶鋼を製造する場合には、鉄鉱石の還元に必要とされる炭素源が不要となり、冷鉄源を溶解するのに十分な熱量のエネルギーのみを必要とする。そのため、CO排出量を大幅に低減可能となる。
 冷鉄源高配合操業においては、アーク炉や誘導溶解炉等の電気炉が使用される場合が多い。そのとき、冷鉄源の溶解熱の多くを電力で付与している。生産性向上や電力原単位の削減のため、例えばアーク炉の一般的な操業では、以下のような技術が採用されている。1)助燃バーナーを炉壁や排滓口に配し、コールドスポット等の冷鉄源の溶解を促進させる。2)酸素ガス供給ランスから酸素を供給して鉄の酸化熱を付与するいわゆる酸素富化操業を行なう。
 しかしながら、酸素富化操業においては、鉄の酸化ロスに伴う歩留低下が問題となる。また、助燃バーナーを使用する場合、バーナー火炎は溶鉄表面上の炉体上部に形成されるため、炉内溶鉄への着熱効率が低く、供給した熱量の多くは排ガス顕熱として排出される。そのため電力原単位を削減できたとしても、燃料も含めた合計のエネルギー投入量の削減効果は小さい。炉内の溶鉄および冷鉄源に高効率で着熱させることが可能な熱付与手段が望まれている。
 高効率な熱付与手段として、例えば特許文献1や2には、鉄浴型溶融還元炉において、酸化性ガスを供給する上吹きランスとは別に粉粒状の鉱石を投入するランスを設置する技術が開示されている。その技術では、ランスの先端部に鉱石の流通孔を設けるとともに燃料と酸素を吹き込む噴射孔からなるバーナーを設け、当該バーナーから発生する火炎の中を通過するように鉱石を供給している。そのとき、火炎の中で加熱された鉱石が炉内の溶鉄に熱を伝えることで、バーナー燃焼熱の利用が飛躍的に向上することを示している。バーナー火炎中でバーナー燃焼によって生じたガスから粉粒体に伝熱することで、バーナー燃焼によって生じたガスの温度、すなわち排ガス温度も低下することが示されている。
特開2007-138207号公報 特開2008-179876号公報
 しかしながら、上記従来技術には以下の問題がある。
 粉体をバーナー火炎中に供給せずにバーナー単体で加熱を行った場合、前述のとおりバーナー燃焼熱の炉内溶鉄への着熱効率が低位となる。そして、排ガス顕熱が増加することで炉外に熱が排出されることになる。特許文献1や2に記載のように、粉粒体を添加することでバーナー燃焼熱が粉体に伝熱し、バーナー燃焼によって生じたガスの温度が低下する。しかし、粉粒体の供給速度が少ない場合はその伝熱量も低位となり、炉内溶鉄への着熱効率も低位となり、燃焼ガス温度の低下代も小さい。炉内溶鉄への高効率着熱および排ガス温度を低下させるための条件として、特許文献2に記載の溶融還元処理においては、粉体の供給速度をS(kg/min)、単位時間あたりのバーナー燃料の発熱量をQ(MJ/min)としたときに粉体燃料比S/Qを0.3以上とすることを示している。すなわち、バーナーの燃焼熱に対して十分な量の粉粒体を供給することが必要であることを示している。
 このことは、精錬処理において供給可能な粉粒体の量によってバーナーの発熱量および炉内溶鉄に熱付与可能な量が制約を受けるということを意味している。精錬処理に本来必要とする粉粒状の副原料よりも余剰の粉粒体を供給した場合は、余剰に供給した粉粒体を溶鉄温度まで加熱するための顕熱が余分に必要となり、バーナーにより付与した熱量を上回る熱損失が生じる。
 本発明は、このような事情に鑑みてなされたものであって、電気炉において高効率な熱付与手段を提供し、生産性が高く、電力原単位を低減して、冷鉄源を溶解する技術の提案を目的としている。
 上記課題を有利に解決する本発明にかかる溶鉄の製造方法は、電気炉を用い、電気エネルギーにより冷鉄源を溶解する溶鉄の製造方法であって、燃料を噴出させる噴射孔および支燃性ガスを噴出させる噴射孔を備え、該噴射孔から前記電気炉内の炉内容物に向けて火炎を噴射するバーナーを前記電気炉に配し、前記バーナーにより形成される火炎の中を通過するように粉状または粉状に加工した副原料を吹込むにあたり、前記電気炉内の冷鉄源の溶解状況に応じて、前記副原料の供給速度または前記バーナーの燃料供給速度を調整することを特徴とする。
 なお、本発明にかかる溶鉄の製造方法は、
(a)単位時間あたりに前記バーナーで使用する燃料の発熱量をQ(MJ/min)とし、前記副原料の供給速度をS(kg/min)として、粉体燃料比S/Q(kg/MJ)が式(1):S/Q≧0.3×(1-L/Lh)の関係(ここで、Lは前記電気炉内の未溶解の冷鉄源の最大高さ位置と溶湯上面位置との鉛直方向距離(m)であり、溶湯上面位置より上部に未溶解の冷鉄源が存在しない場合は0と置き、Lhは前記バーナー先端位置と溶湯上面位置との鉛直方向距離(m)である)を満足するように前記副原料の供給速度または前記バーナーの燃料供給速度を調整すること、
(b)前記電気炉がアーク炉であって、アークが発生する電極とバーナーとの最短距離を、該電極の先端と前記炉内容物との距離Laの1.1倍以上離すこと、
などがより好ましい解決手段になり得る。
 本発明によれば、バーナー火炎を介して粉粒体を供給することで、粉粒体がバーナー火炎内で加熱されて伝熱媒体となるため、バーナー燃焼熱を高効率で電気炉の溶解室内の冷鉄源や溶鉄の加熱に利用可能であり、電力の使用量を削減可能である。さらに、電気炉内に未溶解の冷鉄源が大量に存在する場合はバーナー火炎で直接未溶解冷鉄源を加熱することが可能である。溶湯と比較して溶湯上に存在する冷鉄源は表面積が大きいためバーナー燃焼熱を高効率で炉内冷鉄源に着熱させることが可能となる。
 従来の方法では、高着熱効率を得るために十分な量の粉粒体を供給する必要があった。本発明では、粉粒体供給量に対して燃料の発熱量が過多な場合でも、すなわち、バーナー燃焼熱のうち粉粒体加熱に寄与した分が低位であっても、電気炉内の未溶解冷鉄源を 直接加熱することにより高い着熱効率を得ることが可能である。
本発明の一実施形態にかかる電気炉として、直流アーク炉の概要を示す縦断面模式図である。 上記実施形態に用いるバーナーランスの先端部の縦断面模式図である。
 以下、本発明の実施の形態について具体的に説明する。なお、各図面は模式的なものであって、現実のものとは異なる場合がある。また、以下の実施形態は、本発明の技術的思想を具体化するための装置や方法を例示するものであり、構成を下記のものに特定するものでない。すなわち、本発明の技術的思想は、特許請求の範囲に記載された技術的範囲内において、種々の変更を加えることができる。
 図1は、本発明の一実施形態にかかる電気炉としての直流アーク炉1の概要を示す縦断面模式図であり、直流アーク型電気炉操業の形態様式を示す。
 本実施形態では、電気炉1にはバーナーランス2が炉蓋3に設けられたバーナーランス挿入孔から昇降可能に挿入されている。なお、図1の例では、バーナーランス2が炉蓋から垂直に昇降可能に挿入されているが、これに限らない。バーナーランス2が炉壁の上方から炉内に向けて斜めに挿入されてもよい。また、バーナーは昇降可能なランス形式に限らず、ノズル部が炉蓋3や炉壁4に固定されている形態でもよい。また、上記バーナーに送酸機能を付与して、上記バーナーから送酸を行なってもよい。バーナーランス2は電気炉1に収容された冷鉄源5や溶鉄6などの炉内容物の表面に向かってバーナー火炎2aを噴射している。
 なお、電気炉1には、炉蓋3を貫通して上方から、あるいは、排滓口から酸素吹き込みランスや炭材吹き込みランスが挿入されていてもよい。
 炭材吹き込みランスからは、空気や窒素などを搬送用ガスとして、コークス、チャー、石炭、木炭、黒鉛などの1種以上からなる炭材を溶融スラグ7に吹き込んでもよい。また、酸素吹き込みランスからは酸素を供給(噴射)し、この酸素により溶融スラグ7を押しのけて、溶鉄6に酸素が吹き込まれるようにしてもよい。
 なお、酸素吹き込みランスからは、純酸素ではなく、酸素含有ガス、たとえば、純酸素と空気の混合ガスなどを吹き込んでもよい。
 電気炉1には、炉底11に出湯口8が設けられている。また、出湯口8の反対側には排滓口9が設けられている。この出湯口8は、内部に充填される詰め砂やマッド剤などにより閉塞されている。排滓口9は樋状であり、電気炉1の炉体を傾動して排滓できるようになっている。
 電気炉1の上部は、開閉可能な水冷構造の炉蓋3を貫通して上方から電極10が挿入されている。一方、炉底11を貫通して対極としての炉底電極13が設けられている。炉底電極13のために図示しない炉底電極冷却装置や二次導体も設置されている。炉底電極13は溶鉄6や冷鉄源5に導通し、これらと電極10間でアークを飛ばすことにより冷鉄源5を溶解し、溶鉄6を加熱するアーク加熱部Aが構成される。通常、電極10は黒鉛などで構成され、上下移動可能である。炉底11に底吹き羽口12を設置してガス吹込みによる攪拌を行ってもよい。図1の例では2本電極10の例を示すが、1本電極や3本以上であってもよい。図1の例では、2本の電極間にバーナーランス2を配している。
 図1は、冷鉄源5として、鉄系スクラップを装入し、通電を開始して、冷鉄源5の溶解を行っている状態である。この間、バーナーランス2からバーナー火炎2aを通じて粉状副原料2bを吹き付けて、冷鉄源5の溶解を促進させている。この操業では、炭化水素または太陽光や風力、水力など再生可能エネルギーで製造した水素ガス等を主体とする燃料を用いることが好ましい。水素ガス等を主体とする燃料とは、水素ガスまたは水素富化気体燃料をいい、水素富化気体燃料としては、水素ガスとメタンガス、天然ガスまたは石油ガスとの混合ガスを用いることができる。CO発生量削減の観点からは水素ガスを50vol%以上混合することが好ましい。
 上記実施形態では、電気炉として、電極を2本有する直流アーク炉1を用いたが、3本電極などを用いた交流アーク炉であってもよい。
 図2に上記実施形態で用いるバーナーランス2の一形態例として、その先端部20を概略図で示す。中心に噴射孔を有する粉体供給管21を配置し、その周囲に噴射孔を有する燃料供給管22および支燃性ガス供給管23を順に配置する。その外側は冷却水通路24を有する外殻25を備える。粉体供給管21の外周部に設けられた噴射孔から、燃料ガス26と支燃性ガス27を供給してバーナー火炎2aを形成する。そして、粉体供給管21から噴射した粉状副原料2bを該バーナー火炎2a中で加熱する。そうすることで、粉状副原料2bが伝熱媒体となるため、冷鉄源5や溶鉄6など炉内容物への火炎の着熱効率を向上させることが可能となる。その結果、電力量を低減することが可能となる。支燃性ガス27としては、純酸素のほか、酸素とCOや不活性ガスとの混合ガス、空気や酸素富化空気が適用できる。さらに、粉体たる粉状副原料2bを搬送するガスを不活性ガスや支燃性ガスとすることができる。
 本実施形態にかかる溶鉄の製造方法では、たとえば、図1に示す直流アーク炉1などの電気炉に、まず、図示しないバケットより、鉄スクラップや固体還元鉄などの冷鉄源5を装入する。初装の冷鉄源5を装入したのちに、通電を開始する。そののちに炉内上部に設置されたバーナーランス2を電気炉1内に挿入し、電力とバーナー火炎2aの燃焼熱で冷鉄源5の加熱を行なう。
 初装の冷鉄源5の溶解がさらに進み、フラットバス状態、つまり、未溶解の冷鉄源5があっても溶鉄6内に浸漬した状態になったら、必要に応じ排滓口9より排滓を行なう。その後、通電とバーナー使用を中断し、炉蓋3を開けて2回目の冷鉄源5を装入することもできる。2回目の冷鉄源5装入後は、通電を再開し、初装後と同様にバーナー加熱操業を行うことが好ましい。なお、冷鉄源5の装入回数は3回以上であってもよい。
 発明者らは、図1に示すような電気炉1を用い、燃料ガス流量や粉体の供給速度を種々変更して、炉内容物への着熱効率を調査した。ここで、副原料2bの供給速度S(kg/min)の、バーナー2で使用する燃料26の単位時間あたり発熱量Q(MJ/min)に対する比を、粉体燃料比S/Q(kg/MJ)とする。
 その結果、燃料ガスの発熱量に対し十分な量の粉体を供給することで、炉内容物への着熱効率が高位となり、かつ燃焼火炎温度が低下することを見出した。フラットバスの場合は、粉体燃料比S/Qを0.3(kg/MJ)以上とすることでバーナーの燃焼熱が高効率で炉内容物へ着熱する結果が得られた。そして、電力原単位削減効果および生産性向上効果が見られた。しかしながら、粉体供給速度Sに対して燃料の発熱量Qが過多の場合、具体的には粉体燃料比S/Qが0.3(kg/MJ)未満の条件では、排ガス温度が高位となった。そして、炉内容物への着熱効率も低位となり、電力原単位削減効果および生産性向上効果も小さかった。粉体供給速度Sに対して燃料の発熱量Qが過多の場合にはバーナー燃焼熱の粉粒体への着熱が十分ではなく、排ガス顕熱として炉外排出されてしまったものと考えられる。
 一方で、炉内の未溶解冷鉄源5が大量に存在し、溶鉄6面よりも上方位置に冷鉄源5が積み重なっている状態では、粉体燃料比S/Qを0.3(kg/MJ)未満とした条件でも高着熱効率が得られることを見出した。これは、浴面上に存在している冷鉄源5は表面積が大きく、バーナー火炎で直接冷鉄源5が加熱される効果があると考えた。そのため、粉体燃料比S/Qが小さい場合でもバーナー燃焼熱を効率的に炉内容物に伝熱可能であるためであると考えられる。炉内の未溶解冷鉄源5の量が多く、積み重なり高さが高いほど、直接着熱の効果は大きくなり、粉体燃料比S/Qを下げても高着熱効率を得られる結果となった。整理すると、電気炉内の未溶解の冷鉄源5の最大高さ位置と溶湯上面位置との鉛直方向距離L(m)と、バーナー先端位置と溶湯上面位置との鉛直方向距離Lh(m)とおいて、粉体燃料比S/Q(kg/MJ)が0.3×(1-L/Lh)以上必要であった。それ未満では、着熱効率が低下した。なお、溶湯上面位置より上部に未溶解の冷鉄源5が存在しない場合、つまり、フラットバスではL=0とおく。なお、冷鉄源5の溶解の進行に伴って、溶湯上面位置は刻一刻と変化するので、それに応じて、Lhを調整することが好ましい。
 アーク炉1にバーナーランス2を設置するにあたり、バーナーランス2と黒鉛電極10の距離が短く、近接しすぎている場合には、電極からバーナーランス2に向かってアークが飛び、バーナーランス2が損傷する現象が見られた。ある電圧においてアークが発生する電極10と炉内容物の距離Laに対して、バーナーランス2と電極10の最短距離Lbを十分に確保する必要があることがわかった。バーナーランス2と電極10の最短距離Lbは、電極表面とバーナーランス表面との距離である。整理すると、バーナーランス2と電極10の最短距離Lbは、電極10と炉内容物の距離Laの1.1倍以上とする必要がある。それ未満では、電極10とバーナーランス2との間にアークが発生する可能性がある。
 本実施形態では、粉体種としては、粉状または粉状に加工した副原料2bである造滓材、ダスト等を用いることができる。バーナー火炎内で効率的に加熱するためには、比表面積を大きくすることが必要であり、粒径100μm程度以下であることが好ましい。副原料の粒度が大きい場合には、粉砕等により、粒径を100μm程度以下に加工することが好ましい。ここで、粒径は体積基準の50%通過率で表す。
 また、電気炉としては、電気エネルギーを用いて冷鉄源を溶解し溶鉄を得るものであれば適用可能である。例えば、アーク炉であれば、上記の直流または交流のアーク炉だけでなく、ゼータベルグ式自焼成電極等をスラグ内に浸漬させて加熱を行なう浸漬型アーク炉であってもよい。また、炉内に設けられた発熱体からの輻射や炉内の対流及び伝導伝熱で被加熱物を加熱する間接式抵抗炉であってもよい。さらには、プラズマアーク溶解炉であってもよい。
 本実施形態で溶解した溶鉄6は、主原料とする鉄スクラップや固体還元鉄の金属組成と同等の組成となり、通常は比較的C含有量の少ない溶鋼である。成分調整のために、溶解した電気炉でそのまま合金添加を行ったり、酸素吹精による仕上げ脱炭処理や脱りん処理等を行ったりしてもよい。さらに出湯後、溶鋼脱硫処理、真空脱ガス処理等の2次精錬を行ってもよい。その後、連続鋳造などの鋳造工程を経て、鋳片等の半製品が製造される。
(実施例1)
 直流アーク炉を電気炉として用いて、冷鉄源溶解試験を行った。使用冷鉄源としてはスクラップを用い、合計装入量は100tとした。
 電気炉の炉蓋に燃料供給ラインと酸素供給ラインを備えたバーナーランスを設置しており、バーナーランスの先端部は図2に示すのと同様の多重管構造とした。バーナー燃料としてはプロパンガスを用いた。バーナーを使用しない場合(処理No.1)と、バーナー燃料は供給するが粉体は供給せず炉内容物をバーナー火炎単体で加熱した場合(処理No.2)と、バーナー火炎中に粉状の石灰を吹き込んだ場合(処理No.3~10)を比較した。出湯温度は1650℃とした。
 通電開始後、初装冷鉄源の溶解が進んで炉内の装入物の高さが下がり、フラットバスになった時点で、バーナーランスを下降し、バーナー火炎による加熱を併用した。粉体の供給は、搬送ガスにアルゴンガスを用い、粉状の石灰を100kg/minの供給速度にて合計50kg/t-溶鉄の量として電気炉内に供給した。燃料ガスとしてプロパンガスの供給量を2.2~11.1Nm/minの範囲で電気炉のヒート毎に変化させた。粉体燃料比S/Qとしては、0.1~0.51kg/MJの範囲となった。また、それぞれのヒートで燃料ガスであるプロパンを燃焼させるための支燃性ガスとして酸素ガスを供給した。排滓口より排滓を行った後、通電とバーナー使用を中断し、炉蓋を開けて2回目以降の冷鉄源の装入を行った。2回目の冷鉄源の装入後は、通電を再開し、初装後と同様に操業を行った。このようにして最終的に1650℃の溶鋼を得て、取鍋に出湯した。
 各処理条件について、電力原単位、電気炉処理時間、バーナー燃焼熱の着熱効率の比較を行った。電力原単位は各処理条件の使用電力量を処理No.1の使用電力量で除した値を指数とする。電気炉処理時間は通電開始から出湯開始までの時間(min)である。バーナー燃焼熱の着熱効率は、バーナー燃料の発熱量のうち炉内容物に着熱した熱量の比率を表す。その結果を表1に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
 バーナーを使用しない処理No.1に対し、バーナー火炎単体で炉内容物を加熱した処理No.2では、バーナー燃焼熱が有効に着熱せず、電力原単位、電気炉処理時間がほぼ同等であった。粉石灰をバーナー火炎内で加熱した処理No.3~10では電力原単位および電気炉処理時間が低減する結果となった。これは、バーナー火炎内で粉石灰が加熱され、バーナー燃焼熱の一部が炉内容物に伝熱したためである。しかしながら、粉石灰供給速度に対して燃料の発熱量が過多な条件においては、バーナー燃焼熱の着熱効率が低下し、電力原単位および電気炉処理時間の低減効果は小さくなった。これは粉石灰への伝熱量が頭打ちになり、バーナー燃焼熱のうち排ガス顕熱として排出される割合が増加したためである。
(実施例2)
 実施例1と同様の設備構成および燃料を用い、冷鉄源を溶解して溶鋼を得た。出湯温度は1650℃とした。通電開始後、初装冷鉄源の溶解が進んで炉内の装入物の高さが下がり、炉内上部に空間ができた時点でバーナーランスを下降し、バーナー火炎による加熱を併用した。粉体の供給は、搬送ガスにアルゴンガスを用い、粉状の石灰を100kg/minの供給速度にて合計50kg/t-溶鉄の量として電気炉内に供給した。炉内に未溶解冷鉄源が積み重なっている状態のときは、冷鉄源の最大高さ位置と溶湯上面との距離をL(m)、バーナーランス先端位置と溶湯上面との鉛直方向距離をLh(m)としたときに、粉体燃料比S/Qが0.3×(1-L/Lh)以上となるように、かつ、なるべくプロパンガス流量を多く流すように変化させた。 Lhは2.0m、炉内監視の結果、Lは1.4mから0m(フラットバス状態)まで推移した。その間、プロパンガス流量は12.3Nm/minから3.7Nm/minまで変化させた。粉体燃料比S/Qとしては0.089kg/MJから0.30kg/MJまでに相当する。
 また、処理中に燃料ガスであるプロパンを燃焼させるための支燃性ガスとして酸素ガスを供給した。排滓口より排滓を行った後、通電とバーナー使用を中断し、炉蓋を開けて2回目以降の冷鉄源の装入を行った。2回目の冷鉄源の装入後は、通電を再開し、初装後と同様に操業を行った。このようにして最終的に1650℃の溶鋼を得て、取鍋に出湯した。
 処理条件について、電力原単位、電気炉処理時間、バーナー燃焼熱の着熱効率の調査を行った。電力原単位は各処理条件の使用電力量を実施例1の処理No.1の使用電力量で除した値を指数とする。電気炉処理時間は通電開始から出湯開始までの時間(分)である。バーナー燃焼熱の着熱効率は、バーナー燃料の発熱量のうち炉内容物に着熱した熱量の比率を表す。その結果を表2に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
(実施例3)
 実施例1の処理No.6の操業条件で、バーナーランスを挿入する位置を変化させ、アークが発生する電極とバーナーランスとの最短距離Lbを電極と溶湯上面までの距離Laとの関係で調査した。
 各処理条件について、電力原単位、電気炉処理時間、バーナー燃焼熱の着熱効率の調査を行った。電力原単位は各処理条件の使用電力量を実施例1の処理No.1の使用電力量で除した値を指数とする。電気炉処理時間は通電開始から出湯開始までの時間(分)である。バーナー燃焼熱の着熱効率は、バーナー燃料の発熱量のうち炉内容物に着熱した熱量の比率を表す。電極とバーナーとの距離はLb/Laの比で表す。その結果を表2に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
 バーナーランスと電極が近接している処理No.12および13ではアークがバーナーランスに飛んでしまい、操業が成立しなかった。バーナーランスと電極との最短距離Lbが電極と溶湯面との距離Laの1.1倍以上の条件においては、問題なく安定的に操業することが可能であった。
 本明細書中で用いる質量の単位「t」は10kgを表す。気体の体積の単位に付す「N」は、温度0℃、圧力101325Paの標準状態での体積を表す。
 本発明の溶鉄の製造方法によれば、着熱効率が向上して、CO排出量を低減した熱源を使用して冷鉄源を溶解することができ、電力原単位が削減できるとともに環境負荷が軽減され産業上有用である。CO排出量を低減した熱源および粉状副原料の添加を必要とする精錬炉などのプロセスに適用して好適である。
 1 直流アーク炉(電気炉)
 2 バーナーランス
 2a バーナー火炎
 2b (粉状)副原料
 3 炉蓋
 4 炉壁
 5 冷鉄源(鉄系スクラップ)
 6 溶鉄
 7 (溶融)スラグ
 8 出湯口
 9 排滓口
 10 電極
 11 炉底
 12 底吹き羽口
 13 炉底電極
 20 バーナーランス先端部(ノズル)
 21 粉体供給管
 22 燃料供給管
 23 支燃性ガス供給管
 24 冷却水通路
 25 外殻
 26 燃料ガス
 27 支燃性ガス
 28 冷却水
 A アーク加熱部

 

Claims (3)

  1. 電気炉を用い、電気エネルギーにより冷鉄源を溶解する溶鉄の製造方法であって、
    燃料を噴出させる噴射孔および支燃性ガスを噴出させる噴射孔を備え、該噴射孔から前記電気炉内の炉内容物に向けて火炎を噴射するバーナーを前記電気炉に配し、
    前記バーナーにより形成される火炎の中を通過するように粉状または粉状に加工した副原料を吹込むにあたり、
    前記電気炉内の冷鉄源の溶解状況に応じて、前記副原料の供給速度または前記バーナーの燃料供給速度を調整する、溶鉄の製造方法。
  2. 単位時間あたりに前記バーナーで使用する燃料の発熱量をQ(MJ/min)とし、前記副原料の供給速度をS(kg/min)として、粉体燃料比S/Q(kg/MJ)が下記(1)式を満足するように前記副原料の供給速度または前記バーナーの燃料供給速度を調整する、請求項1に記載の溶鉄の製造方法。
     S/Q≧0.3×(1-L/Lh)          (1)
    ここで、Lは前記電気炉内の未溶解の冷鉄源の最大高さ位置と溶湯上面位置との鉛直方向距離(m)であり、溶湯上面位置より上部に未溶解の冷鉄源が存在しない場合は0と置き、Lhは前記バーナー先端位置と溶湯上面位置との鉛直方向距離(m)である。
  3. 前記電気炉がアーク炉であって、
    アークが発生する電極とバーナーとの最短距離を、該電極の先端と前記炉内容物との距離Laの1.1倍以上離す、請求項1に記載の溶鉄の製造方法。

     
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JP2000008115A (ja) * 1998-06-19 2000-01-11 Nkk Corp 冷鉄源の溶解方法
JP2008179876A (ja) * 2006-03-23 2008-08-07 Jfe Steel Kk 粉体加熱バーナーランスおよびそれを用いた溶融還元方法
JP2018016832A (ja) * 2016-07-26 2018-02-01 Jfeスチール株式会社 電気炉による溶鉄の製造方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2000008115A (ja) * 1998-06-19 2000-01-11 Nkk Corp 冷鉄源の溶解方法
JP2008179876A (ja) * 2006-03-23 2008-08-07 Jfe Steel Kk 粉体加熱バーナーランスおよびそれを用いた溶融還元方法
JP2018016832A (ja) * 2016-07-26 2018-02-01 Jfeスチール株式会社 電気炉による溶鉄の製造方法

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