JPH0641606B2 - Apparatus and method for slag bath smelting reduction production of ferrous alloy melt - Google Patents

Apparatus and method for slag bath smelting reduction production of ferrous alloy melt

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JPH0641606B2
JPH0641606B2 JP18578789A JP18578789A JPH0641606B2 JP H0641606 B2 JPH0641606 B2 JP H0641606B2 JP 18578789 A JP18578789 A JP 18578789A JP 18578789 A JP18578789 A JP 18578789A JP H0641606 B2 JPH0641606 B2 JP H0641606B2
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Description

【発明の詳細な説明】 〔産業上の利用分野〕 本発明は鉄系合金溶湯のスラグ浴式溶融還元製造装置お
よび方法、すなわち、主として酸化鉄を含む原料を溶融
還元し、鉄系合金溶湯を得るための装置および製造法に
係り、詳しくは、スラグ浴式溶融還元により、溶銑、粗
鋼、フェロクロム溶湯、フェロマンガン溶湯などを製造
し、もしくは、スクラップを溶解する装置および方法に
関するものである。
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION [Industrial field of application] The present invention relates to a slag bath type smelting reduction production apparatus and method for molten iron-based alloy, that is, a raw material mainly containing iron oxide is melt-reduced to produce molten iron-based alloy. More specifically, the present invention relates to an apparatus and a method for producing hot metal, crude steel, molten ferrochrome, molten ferromanganese, etc., or melting scrap by slag bath smelting reduction.

〔従来の技術〕[Conventional technology]

鉄鉱石を原料として鉄を製造する場合、現在の主流は、
高炉を経由する方法が採られる。しかし、大量生産に適
した高炉を経由する方法では、石炭をコークス化する工
程および粉鉱を塊成化する工程が必要であり、設備が大
型化すると共に建設費が膨大となる。また、生産量に応
じたフレキシビリティーのある運転形態をとることが容
易でなく、そのような場合に炉の運転調整がはなはだ難
しくなるなどの問題が残されている。したがって、高炉
法に代わる大量の金属溶湯の製造法としてより直接的な
工程を採用でき、また、より小型化された設備で製造す
ることができる溶融還元法が長年にわたって研究されて
いる。
When iron is produced from iron ore as a raw material, the current mainstream is
The method of going through a blast furnace is adopted. However, in the method of passing through a blast furnace suitable for mass production, a step of coking coal and a step of agglomerating the powder ore are required, and the equipment becomes large and the construction cost becomes huge. Further, it is not easy to take a flexible operation form according to the production amount, and in such a case, there remains a problem that the operation adjustment of the furnace becomes extremely difficult. Therefore, a smelting reduction method that can adopt a more direct process as a method for producing a large amount of molten metal instead of the blast furnace method and that can be produced by a more downsized equipment has been studied for many years.

溶融還元法には多くの種類や形式があるが、最近では、
鉄浴式溶融還元法に関する研究が活発に行われている。
すなわち、酸素転炉で溶銑から溶鋼を製造する際に、炉
内に鉄鉱石を添加すると、溶銑中の炭素によって鉄鉱石
が還元され、鉄が生成されることは古くから知られてい
る。近年、転炉の熱余裕度の拡大を目的として、転炉内
に炭材を添加し、酸素を燃焼させた発生熱でスクラップ
配合比を増加させる研究がなされ、これを契機として、
転炉に炭材と鉄鉱石もしくは部分還元鉱石を添加し、鉄
を製造するようにした鉄浴式溶融還元製鉄法の研究が盛
んに行われている。
There are many types and formats of smelting reduction method, but recently,
Studies on the iron bath smelting reduction method have been actively conducted.
That is, it has been known for a long time that when iron ore is added into the furnace when producing molten steel from the hot metal in an oxygen converter, the iron ore is reduced by the carbon in the hot metal to produce iron. In recent years, for the purpose of expanding the thermal margin of the converter, a study has been made to add a carbonaceous material in the converter and increase the scrap mixing ratio by the heat generated by burning oxygen, and with this as a trigger,
BACKGROUND ART Research on an iron bath-type smelting reduction iron manufacturing method in which carbon material and iron ore or partially reduced ore are added to a converter to produce iron has been actively conducted.

ところで、炭材を一酸化炭素に燃焼させる時の発生熱量
は、一酸化炭素をさらに二酸化炭素にまで燃焼させる
(以下、二次燃焼という)ときの発生熱量の二分の一以
下に過ぎない。したがって、鉄浴式溶融還元法において
は、炭材および酸素ガス原単位を減少させるために、二
次燃焼率の向上と二次燃焼時の発生熱を還元反応進行部
位である溶銑・スラグ浴に着熱させる効率(以下、着熱
効率という)を同時に向上させることが重要な課題とな
る。
By the way, the amount of heat generated when the carbonaceous material is burned to carbon monoxide is only one half or less of the amount of heat generated when carbon monoxide is further burned to carbon dioxide (hereinafter referred to as secondary combustion). Therefore, in the iron bath smelting reduction method, in order to reduce the carbonaceous material and the oxygen gas basic unit, the secondary combustion rate is improved and the heat generated during secondary combustion is transferred to the hot metal / slag bath, which is the site of the reduction reaction. It is an important issue to improve the efficiency of heat application (hereinafter referred to as heat application efficiency) at the same time.

しかし、転炉における通常のスラグ量程度では、溶湯が
雰囲気に曝されることは避けられず、その結果、 CO+Fe→CO+FeO あるいは CO+C→2CO の化学反応が起こるために二次燃焼率の上限が低くな
り、一方、溶湯の上部空間において無理に二次燃焼率を
高くすると、着熱効率が低下するという問題がある。
However, when the amount of slag is normal in the converter, the molten metal is inevitably exposed to the atmosphere, and as a result, a chemical reaction of CO 2 + Fe → CO + FeO or CO 2 + C → 2CO occurs, which causes the secondary combustion rate. However, if the secondary combustion rate is forcedly increased in the upper space of the molten metal, there is a problem that the heat deposition efficiency decreases.

この問題を解決するための画期的な手段として、いわゆ
る、炭材懸濁大量スラグ・鉄浴式溶融還元法が、フェロ
クロムの溶融還元の際に発明され、溶鉄の製造について
は、特開昭61-213310号公報に、鉄系合金溶湯の製造方
法として開示されている。
As an epoch-making means for solving this problem, a so-called carbonaceous material suspended mass slag / iron bath smelting reduction method was invented during the smelting reduction of ferrochrome. Japanese Patent Laid-Open No. 61-213310 discloses a method for producing a molten iron-based alloy.

その要点は、 (1)スラグ量を溶湯1トン当たり、250kg以上にするこ
と、好ましくは、300〜480kgとすることにより、溶融鉄
合金層および底吹きによって生じたスプラッシュが直接
高温の雰囲気と接触することを防止して、二次燃焼率を
向上させること (2)スラグ中にスラグ重量の20%以上の炭素分を残留さ
せることにより、スラグの泡立ち状態を適度に維持して
スロッピングを防止させること (3)底吹きガス量比を3〜30%にすること、スラグのMgO
+Al2O3を23%以下に抑制し、そのCaO/SiO2を0.8〜1.9
の範囲に保つこと、スラグ層に上部から添加された鉱石
と炭材の合計重量比率を60%以上にすること により、着熱効率を向上させている。これによって、着
熱効率を90%程度以上に維持しながら、従来法に比べて
大幅に二次燃焼率を向上させることが可能となった。な
お、技術思想としては異なる点も多いが、鉄浴上の泡立
ちスラグ内において溶融還元反応を起こさせる例が、特
開昭58-144407号公報にも記載されている。
The main points are: (1) By setting the amount of slag to 250 kg or more per ton of molten metal, preferably 300 to 480 kg, the molten iron alloy layer and the splash generated by bottom blowing directly contact the high temperature atmosphere. To improve the secondary combustion rate. (2) By keeping 20% or more of the slag weight carbon content in the slag, the foaming state of the slag is appropriately maintained to prevent sloping. (3) Set the bottom blown gas amount ratio to 3 to 30%, slag MgO
+ Al 2 O 3 is suppressed to 23% or less and its CaO / SiO 2 is 0.8 to 1.9.
By keeping the above range and the total weight ratio of ore and carbonaceous material added from the top of the slag layer to 60% or more, the heat deposition efficiency is improved. As a result, it has become possible to significantly improve the secondary combustion rate compared to the conventional method while maintaining the heat transfer efficiency at about 90% or more. Although there are many differences in the technical idea, an example of causing a smelting reduction reaction in a foaming slag on an iron bath is also described in JP-A-58-144407.

〔発明が解決しようとする課題〕[Problems to be Solved by the Invention]

しかしながら、特開昭61-213310号公報に記載された発
明にあるように、着熱効率を高く維持できる程度に溶銑
およびスラグを強く攪拌すると、溶銑と二酸化炭素ガス
雰囲気との接触を完全に防止できないため、二次燃焼率
の若干の低下は避けられない。
However, as in the invention described in Japanese Patent Laid-Open No. 61-213310, when the hot metal and slag are strongly stirred to such an extent that the heat deposition efficiency can be kept high, the contact between the hot metal and the carbon dioxide gas atmosphere cannot be completely prevented. Therefore, a slight decrease in the secondary combustion rate cannot be avoided.

また、スラグと接触する位置より上部の炉壁の耐火物原
単位が高くなるので、電気炉で常用されている溶鋼レベ
ルより上の炉壁部の水冷構造を適用しようとしても、底
吹きガスの攪拌による溶湯レバルの変動や泡立ちが著し
いために、溶湯・スラグ境界付近の炉壁の水冷化が不可
能になり、結局、この部位の損耗によって炉全体の耐火
物の寿命が短くなってしまう。しかも、連続出湯するこ
となく2〜3時間の間隔で間歇的に出湯させる場合、そ
の間に生成した溶湯によって炉内の湯面レべルが上昇す
る。そのため、溶湯に触れない部位のみを水冷化構造に
すると、耐火物を内張する部位はかなりの高さにわたっ
てスラグに触れることになる。なお、上記した耐火物原
単位が高くなるというのは、スラグを適当に泡立たせる
ためにスラグの塩基度を1.2〜1.4程度に低くせざるを得
ないこと、および、着熱効率が高いが二次燃焼率も高い
ために、排ガス温度が通常1,700℃以上になってしまう
ことに基づいている。
Further, since the refractory unit consumption of the furnace wall above the position where it contacts the slag is higher, even if an attempt is made to apply the water cooling structure of the furnace wall above the level of molten steel that is commonly used in electric furnaces, the bottom blown gas Due to significant fluctuations in molten metal level and bubbling due to stirring, it becomes impossible to cool the furnace wall near the boundary between the molten metal and slag, and eventually wear of this part shortens the life of the refractory material of the entire furnace. Moreover, when the hot water is intermittently tapped at intervals of 2 to 3 hours without continuous tapping, the molten metal generated during that time raises the level of the molten metal in the furnace. Therefore, if only the portion that does not come into contact with the molten metal has a water-cooled structure, the portion where the refractory is lined will come into contact with the slag over a considerable height. In addition, the refractory basic unit mentioned above becomes high means that the basicity of the slag must be lowered to about 1.2 to 1.4 in order to appropriately foam the slag, and the heat transfer efficiency is high but the secondary It is based on the fact that the exhaust gas temperature usually exceeds 1,700 ° C due to the high combustion rate.

また、溶湯・スラグが強く攪拌されているため、スラグ
中に懸濁している炭材の作用で、溶湯はほぼ炭素飽和状
態になっている。すなわち、炭素飽和にするための固定
炭素質が必要となり、特に高い揮発分の石炭を炭材とし
て使用する場合には、炭材原単位が高くなってしまう。
一方、スラグ中に炭材が懸濁しているので、連続操業中
に倒炉せずに間歇出滓をする場合に、スラグと共に炭材
が流出し、炭材原単位が悪化する。また、通常3〜10%
程度含まれているスラグ中の酸化鉄濃度を減少して、鉄
歩留を向上させるために仕上還元期が必要となり、その
結果、生産性が低下する。このようなことは、大量スラ
グ鉄浴式溶融還元法による溶銑、フェロマンガン溶湯、
フェロクロム溶湯の製造およびスクラップの溶解に共通
する問題であり、その後の公知資料においても、上記の
ような鉄浴式溶融還元法の本質的な問題点を解決した例
は見当たらない。
Further, since the molten metal and the slag are strongly stirred, the molten metal is almost saturated with carbon due to the action of the carbonaceous material suspended in the slag. That is, a fixed carbonaceous material is required for carbon saturation, and particularly when using coal having a high volatile content as the carbonaceous material, the carbonaceous material unit becomes high.
On the other hand, since the carbonaceous material is suspended in the slag, the carbonaceous material flows out together with the slag when the slag is intermittently discharged without incinerating during continuous operation, and the carbonaceous material unit is deteriorated. Also, usually 3-10%
In order to reduce the iron oxide concentration in the slag, which is contained to some extent, and improve the iron yield, a finishing reduction period is required, and as a result, productivity is reduced. Such things include hot metal, ferromanganese molten metal by a large amount slag iron bath smelting reduction method,
This is a problem common to the production of ferrochrome molten metal and the melting of scraps, and even in the publicly known materials thereafter, no example is found in which the above-mentioned essential problems of the iron bath smelting reduction method have been solved.

本発明は上述の問題に鑑みなされたもので、その目的
は、耐火物の原単位を低減させ、さらに、二次燃料率お
よび着熱効率を高めて、石炭や酸素ガス原単位を減少さ
せる一方、製品を炭素不飽和にすることができる鉄系合
金溶湯のスラグ浴式溶融還元製造装置および方法を提供
することである。
The present invention has been made in view of the above problems, and an object thereof is to reduce the basic unit of refractory, further increase the secondary fuel rate and heat efficiency, while reducing the basic unit of coal and oxygen gas, It is an object of the present invention to provide an apparatus and a method for producing a slag bath-type smelting reduction of molten iron-based alloy capable of carbon-unsaturating a product.

〔課題を解決するための手段〕[Means for Solving the Problems]

本発明は、基本的には鉄浴をなくして、溶融還元進行部
位を、炭材が懸濁した溶融泡立ちスラグ域としたことで
ある。すなわち、鉄浴上にスラグ相がある限り、スラグ
を強く攪拌して高い二次燃焼率と高い着熱効率を達成し
ようとすれば、二次燃焼率の低下と、鉄浴・スラグ境界
部の炉壁水冷化が不可能になることが避けられないの
で、単独のスラグ相のみを上吹きおよび底吹きすれば解
決することができるということに着目したものである。
In the present invention, basically, the iron bath is eliminated, and the smelting reduction proceeding site is set to the molten foaming slag region in which the carbonaceous material is suspended. In other words, as long as there is a slag phase on the iron bath, if the slag is strongly stirred to achieve a high secondary combustion rate and high heat transfer efficiency, the secondary combustion rate will decrease and the furnace at the iron bath / slag boundary will Since it is unavoidable that wall water cooling becomes impossible, it was focused on that it can be solved by top-blown and bottom-blown only a single slag phase.

本発明の鉄系合金溶湯のスラグ浴式溶融還元製造装置
は、第1図に示すように、横断面が略矩形に形成されて
長手方向へ延びる水冷壁を有した気密構造の溶融還元炉
体1、および、その一方端に配置された溶湯貯留炉体2
を備える溶融還元製造装置に適用される。
As shown in FIG. 1, a slag bath type smelting reduction manufacturing apparatus for molten iron-based alloys of the present invention has an airtight structure smelting reduction furnace body having a water cooling wall formed in a substantially rectangular cross section and extending in the longitudinal direction. 1 and a molten metal storage furnace body 2 arranged at one end thereof
It is applied to a smelting reduction manufacturing apparatus equipped with.

その特徴とするところは、溶融還元炉体1が、その天井
部または側上部に排ガス口7を有して、スラグ浴式溶融
還元部1Aと脱鉄鎮静炭材分離出滓部1Bとに画成され
ている。スラグ浴式溶融還元部1Aにおいては、泡立ち
スラグ浴に懸濁させた固体炭素質によりスラグ4中の鉄
系酸化物を溶融還元するため、炉体1の天井部1eに、
酸素ガスまたは酸素含有ガスを吹き込む上吹ランス5
と、鉄系金属酸化物、炭材および石灰石などを流し込む
装入口6とが設けられる。その炉体1の側壁には、粉状
金属酸化物、粉状炭材、ダストなどを吹き込む横吹羽口
10が備えられ、その炉体1の底部1bには、スラグ浴
へ酸素ガス、窒素ガスまたは不活性ガスなどを吹き込む
底吹羽口9が備えられると共に、その最底部には、溶融
還元により生成された溶湯11を流過させるため、溶湯
貯留炉体2に向けて長手方向へ傾斜した耐火物樋12が
形成される。そして、炉体1内の他方端には、泡立ちス
ラグを鎮静化させるために、スラグ浴式溶融還元部1A
のスラグ4が越流できかつ底部が耐火物樋12に連通す
る隔壁13で仕切られた脱鉄鎮静炭材分離出滓部1Bが
設けられている。この脱鉄鎮静炭材分離出滓部1Bの側
壁には、炭材とキャリアガスもしくは酸素ガスと冷却ガ
スを横吹きする吹込羽口14と、この吹込羽口14の下
部に設けられて鎮静化されたスラグを排出する出滓口1
5とが設けられる。溶湯貯留炉体2には、耐火物樋12
から流下する溶湯11を貯留すると共に、その貯留され
た溶湯11を取り出す出湯口16が備えられている。
The characteristic is that the smelting reduction furnace body 1 has an exhaust gas port 7 at the ceiling part or the side upper part thereof, and is divided into a slag bath type smelting reduction part 1A and a deferred calming carbonaceous material separation slag part 1B. Is made. In the slag bath smelting reduction section 1A, since the iron-based oxide in the slag 4 is melted and reduced by the solid carbonaceous material suspended in the foaming slag bath, the ceiling portion 1e of the furnace body 1 is
Top blowing lance 5 for blowing oxygen gas or oxygen-containing gas
And a charging port 6 into which iron-based metal oxide, carbonaceous material, limestone, and the like are poured. The side wall of the furnace body 1 is provided with a horizontal blowhole 10 for blowing powdered metal oxide, powdered carbonaceous material, dust and the like, and the bottom portion 1b of the furnace body 1 is provided with oxygen gas, nitrogen gas to a slag bath. Alternatively, a bottom blower port 9 for blowing an inert gas or the like is provided, and the molten metal 11 generated by the smelting reduction is flowed to the bottom of the bottom blowing port 9, so that the molten metal 11 is inclined in the longitudinal direction toward the molten metal storage furnace body 2. A refractory gutter 12 is formed. Then, at the other end of the furnace body 1, in order to calm the bubbling slag, the slag bath-type smelting reduction section 1A
The slag 4 can be overflowed and the bottom part is separated by the partition wall 13 which communicates with the refractory gutter 12. On the side wall of the deferred calming carbonaceous material separation and slag portion 1B, a blowing tuyere 14 for laterally blowing carbonaceous material and carrier gas or oxygen gas and cooling gas, and a calming treatment provided below the blowing tuyere 14 Outlet 1 for discharging the generated slag
And 5 are provided. A refractory gutter 12 is provided in the molten metal storage furnace body 2.
The molten metal 11 flowing down from the pool is stored, and a tap hole 16 for taking out the stored molten metal 11 is provided.

なお、溶融還元炉体1の天井部1eには、鉄系金属酸化
物を流し込む装入口6とは別に、鉄系スクラップが投入
されるスクラップ添加口17を設けておくとよい。
It should be noted that the ceiling 1e of the smelting reduction furnace body 1 may be provided with a scrap addition port 17 into which iron-based scrap is introduced, in addition to the charging port 6 into which the iron-based metal oxide is poured.

第4図に示すように、溶湯貯留炉体18の底部18a
に、鉄浴に酸素ガスを吹き込む底吹羽口19が形成さ
れ、天井部18bには石灰石などの脱硫材を供給する投
入口20が設けられているようにしてもよい。
As shown in FIG. 4, the bottom portion 18 a of the molten metal storage furnace body 18
In addition, a bottom blower port 19 for blowing oxygen gas into the iron bath may be formed, and a charging port 20 for supplying desulfurizing material such as limestone may be provided in the ceiling portion 18b.

溶湯貯留炉体18の天井部18bに、脱硫材を供給する
投入口20とは別に、鉄系スクラップが投入されるスク
ラップ添加口21を設けておくこともできる。
In addition to the charging port 20 for supplying the desulfurizing material, a scrap adding port 21 for charging the iron-based scrap may be provided in the ceiling portion 18b of the molten metal storage furnace body 18.

第5図に示すように、溶融還元炉体1は、耐火物樋12
を含む下部炉体1Dと、泡立ちスラグ浴およびガスに接
する上部炉体1Uとに、分割できる構造としておくとよ
い。
As shown in FIG. 5, the smelting reduction furnace body 1 includes a refractory gutter 12
It is preferable to have a structure that can be divided into a lower furnace body 1D including the above, and an upper furnace body 1U in contact with the foaming slag bath and gas.

溶湯貯留炉体2,18も、第1図および第4図に示すよ
うに、鉄浴11に接する下部炉体2D,18Dと、鉄浴
11に接しない上部炉体2U,18Uとに、分割できる
構造としておくとよい。
The molten metal storage furnace bodies 2 and 18 are also divided into lower furnace bodies 2D and 18D that are in contact with the iron bath 11 and upper furnace bodies 2U and 18U that are not in contact with the iron bath 11 as shown in FIGS. 1 and 4. It is good to have a structure that allows it.

一方、鉄系合金溶湯のスラグ浴式溶融還元製造方法の発
明は、第1図および第4図において、横断面が略矩形に
形成されて長手方向へ延びる密閉された溶融還元炉体1
に、鉄系金属酸化物、炭材および石灰石などを流し込
み、炉体1のスラグ浴式溶融還元部内に発生した泡立ち
スラグ浴に、酸素ガスまたは酸素含有ガスを吹き込み、
泡立ちスラグ浴中に流し込まれた鉄系金属酸化物が溶融
還元された溶湯11を、溶融還元炉体1の一方端に接続
された溶湯貯留炉体2,18で貯留し、その溶湯11を
間歇的に出湯する一方、溶融還元炉体1の他方端に形成
された脱鉄鎮静炭材分離出滓部1Bを形成するために仕
切る隔壁13を越流した泡立ちスラグを、横吹きされる
炭材とキャリアガスもしくは酸素ガスと冷却ガスによる
攪拌で溶融還元を促進した後鎮静化させ、その鎮静化さ
れたスラグを排出するようにしたことである。
On the other hand, the invention of the slag bath type smelting reduction manufacturing method for molten iron-based alloys has a closed smelting reduction furnace body 1 having a substantially rectangular cross section and extending in the longitudinal direction in FIGS. 1 and 4.
, Iron-based metal oxide, carbonaceous material, limestone, etc. are poured into the foaming slag bath generated in the slag bath type melting and reducing section of the furnace body 1, and oxygen gas or oxygen-containing gas is blown into it.
The molten metal 11 in which the iron-based metal oxide is melt-reduced and poured into the bubbling slag bath is stored in molten-metal storage furnace bodies 2 and 18 connected to one end of the melting-reduction furnace body 1, and the molten metal 11 is intermittently stored. The slag that has flowed over the partition wall 13 to form the deferred calming carbonaceous material separation slag portion 1B formed at the other end of the smelting reduction furnace body 1 is blown sideways. That is, the melt reduction is promoted by stirring with the carrier gas or the oxygen gas and the cooling gas, and then the slag that has been calmed is discharged.

溶融還元炉体1内へ、鉄系金属酸化物に加えてクロム酸
化物もしくはマンガン酸化物を流し込んでもよい。
Chromium oxide or manganese oxide may be poured into the smelting reduction furnace body 1 in addition to the iron-based metal oxide.

溶融還元炉体1内へ、鉄系金属酸化物を流し込む一方、
鉄系スクラップを投入するようにすることもできる。
While pouring the iron-based metal oxide into the smelting reduction furnace body 1,
It is also possible to introduce iron-based scrap.

溶湯貯留炉体18内へ脱硫材を供給し、鉄浴に酸素ガス
を吹き込んでもよい。
The desulfurization material may be supplied into the molten metal storage furnace body 18 and oxygen gas may be blown into the iron bath.

溶湯貯留炉体18内へ脱硫材を供給する一方、鉄系スク
ラップを投入することもできる。
While supplying the desulfurizing material into the molten metal storage furnace body 18, iron-based scrap can also be charged.

〔発明の効果〕〔The invention's effect〕

本発明の鉄系合金溶湯のスラグ浴式溶融還元製造装置お
よび方法においては、炉壁のほぼ全面に、1,700℃の高
温ガスに接触しても溶損することのないクーリングブロ
ック材を適用することができる。したがって、炉体は溶
損の極めて少ない構造となり、従来に比べて、耐火物の
原単位を大幅に低減させることができ、ひいては、溶湯
生産の低廉化が図られる。
In the slag bath type smelting reduction production apparatus and method for molten iron-based alloy of the present invention, it is possible to apply a cooling block material that does not melt even when contacted with high temperature gas of 1,700 ° C. to almost the entire furnace wall. it can. Therefore, the furnace body has a structure in which the melting loss is extremely small, the unit consumption of refractory can be significantly reduced as compared with the conventional case, and the production of molten metal can be inexpensive.

さらに、炉体内における炭材の二次燃焼率が高められる
一方、高温の雰囲気から還元反応が進行する泡立ちスラ
グへの着熱効率も著しく高められ、従来の鉄浴法のよう
に、鉄系酸化物の歩留りを向上させるための仕上還元期
が不要となり、溶湯の生産性の向上が図られると共に、
酸素ガスや炭材の原単位の低減が実現される。
Furthermore, while the secondary combustion rate of the carbonaceous material in the furnace body is increased, the heat-adhesion efficiency to the foaming slag in which the reduction reaction proceeds from the high temperature atmosphere is also significantly increased, and iron-based oxides like the conventional iron bath method are used. A finishing reduction period for improving the yield of the molten metal is not required, and the productivity of the molten metal can be improved and
Reduction of the basic unit of oxygen gas and carbonaceous material is realized.

一方、底吹きや横吹きによる強弱の攪拌が単相のスラグ
を対象に行われ、スラグの嵩比重を1〜0.3程度となる
ような最適な泡立ちスラグを形成させることができる。
そして、炉体の底部に形成した耐火物樋の近傍における
攪拌による泡立ちを弱めることもできる。したがって、
その部位での泡立ちスラグの嵩比重が大きくなり、懸濁
した炭材が浮上して少なくなり、滴下する溶鉄が加炭さ
れることもなくなり、むしろ、鉄系金属酸化物による脱
炭作用が優先的に行われ、炭素不飽和の溶湯が容易に生
成される。その結果、次後に行われる溶鋼処理や脱炭処
理に要する費用を低減することができる。
On the other hand, strong and weak agitation by bottom blowing or side blowing is performed on a single-phase slag, and an optimal foaming slag having a bulk specific gravity of about 1 to 0.3 can be formed.
Further, it is possible to weaken the bubbling due to stirring in the vicinity of the refractory gutter formed at the bottom of the furnace body. Therefore,
The bulk specific gravity of the foaming slag at that part increases, the suspended carbonaceous material rises and decreases, and the dripping molten iron is not carburized, rather, the decarburizing action by the iron-based metal oxide has priority. The carbon-unsaturated melt is easily produced. As a result, it is possible to reduce the cost required for the molten steel treatment and the decarburization treatment performed subsequently.

加えて、泡立ちスラグ中の鉄系酸化物が高濃度に維持さ
れるので、溶鉄は円滑に脱燐されて品質の向上が図ら
れ、さらに、脱鉄鎮静炭材分離出滓部を経て排滓される
スラグには、炭材がほとんどなくなると共に鉄系金属酸
化物が極めて低濃度となり、溶鉄の生成に要する炭材お
よび鉄系金属酸化物の原単位を抑制することができる。
In addition, since the iron-based oxide in the foaming slag is maintained at a high concentration, the molten iron is smoothly dephosphorized to improve the quality, and further, it is discharged through the deferred calming carbonaceous material separation slag section and the slag. In the slag thus formed, the carbonaceous material is almost eliminated and the iron-based metal oxide has an extremely low concentration, so that it is possible to suppress the basic unit of the carbonaceous material and the iron-based metal oxide required for producing molten iron.

なお、溶湯貯留炉体における鉄浴に、酸素ガスを底吹き
すると共に石灰石などの脱硫材を供給することができる
ので、溶湯は脱硫された良質の溶鋼に精錬される。
In addition, since oxygen gas can be bottom-blown and desulfurization material such as limestone can be supplied to the iron bath in the molten metal storage furnace body, the molten metal is refined into desulfurized high-quality molten steel.

さらに、溶融還元炉体および溶湯貯留炉体においても、
鉄系スクラップの投入が可能であり、溶鉄の増量を簡単
に実現できる。
Furthermore, also in the smelting reduction furnace body and the molten metal storage furnace body,
It is possible to input iron-based scrap and easily increase the amount of molten iron.

いずれの炉体にあっても上下分割構造を採用することが
でき、その場合に、耐火物の補修された別体の下部を準
備しておけば、スラグ浴式溶融還元製造装置が一定期間
の運転を終了したとき、直ちに、下部を交換することが
できる。したがって、耐火物の修復のために炉休させる
時間を短縮して、生産性の向上が図られる。
The upper and lower split structures can be adopted for any furnace body, and in that case, if the lower part of the separate body with the refractory material repaired is prepared, the slag bath smelting reduction production equipment can be used for a certain period of time. The lower part can be replaced immediately when the operation is finished. Therefore, it is possible to improve productivity by shortening the time during which the furnace is closed for repairing the refractory.

〔実施例〕〔Example〕

以下に、図面を参照しながら、本発明の鉄系合金溶湯の
スラグ浴式溶融還元製造装置とそのスラグ浴式溶融還元
製造方法を、その実施例に基いて詳細に説明する。
Hereinafter, with reference to the drawings, a slag bath-type smelting reduction manufacturing apparatus and a slag bath-type smelting reduction manufacturing method for a molten iron-based alloy of the present invention will be described in detail based on examples thereof.

第1図に示すように、スラグ浴式溶融還元製造装置は、
横断面が略矩形に形成されて長手方向へ延びる水冷壁を
有した気密構造の溶融還元炉体1、および、その一方端
に配置された溶湯貯留炉体2を備えている。その溶融還
元炉体1の炉殻1a内には、上方空間3が幅広に形成さ
れ〔第2図参照〕、スラグ浴式溶融還元部1Aと脱鉄鎮
静炭材分離出滓部1Bが形成される。そして、炉殻1a
の底部1bに内張りされた耐火物1cを除いて、炉壁の
ほぼ全面に、水冷ブロックや水冷パネル構造のクーリン
グブロック材1dが内張りされ、炉体1の水冷化が図ら
れている。なお、クーリングブロック材1dは、スプレ
ーもしくはミスト水冷式としておくこともできる。
As shown in FIG. 1, the slag bath type smelting reduction production apparatus is
An smelting reduction furnace body 1 having an airtight structure having a water cooling wall extending in the longitudinal direction and having a substantially rectangular cross section, and a molten metal storage furnace body 2 arranged at one end thereof are provided. In the furnace shell 1a of the smelting reduction furnace body 1, an upper space 3 is formed wide [see FIG. 2], and a slag bath type smelting reduction section 1A and a deferred calming carbonaceous material separation slag section 1B are formed. It And the furnace shell 1a
Except for the refractory 1c lined on the bottom 1b of the furnace, a cooling block material 1d having a water cooling block or a water cooling panel structure is lined almost all over the furnace wall to cool the furnace body 1 with water. The cooling block material 1d may be sprayed or mist water cooled.

炉体1の内面は、操業中に生じたスラグ4によって、ス
ラグライニングされるようになっているが、新設の炉体
では、クーリングブロック材1dの表面にキャスタブル
耐火物をライニングしておけば、稼働開始時の昇温に都
合がよい。
The inner surface of the furnace body 1 is slag-lined by the slag 4 generated during operation, but in the newly installed furnace body, if castable refractory material is lined on the surface of the cooling block material 1d, It is convenient for raising the temperature at the start of operation.

一方、スラグ浴式溶融還元部1Aの天井部1eには、酸
素ガスまたは酸素含有ガスを炉体1内に吹き込む複数
〔図示は5本〕の上吹ランス5が設けられ、その下端5
aは、炉体1内で発生した泡立ちスラグ浴とほぼ同じ高
さに開口され、急上昇することがある泡立ちスラグ4と
上吹ランス5の下端5aとの相対位置が急変することの
ないように配慮されている。これは、上記したように上
方空間3が拡げられており、泡立ちスラグ4の急上昇が
抑制されるからである。なお、上吹ランス5の間隔
は、泡立ちスラグ浴の攪拌が適切でかつ均一となるよう
に、スラグ浴の幅W1〔第2図参照〕の0.7〜1.5倍程度
に選定される。
On the other hand, the ceiling 1e of the slag bath smelting reduction section 1A is provided with a plurality (five in the figure) of upper blowing lances 5 for blowing oxygen gas or oxygen-containing gas into the furnace body 1, and the lower end 5 thereof is provided.
a is opened at almost the same height as the bubbling slag bath generated in the furnace body 1 so that the relative position between the bubbling slag 4 and the lower end 5a of the upper blowing lance 5 which may rise suddenly does not suddenly change. It is considered. This is because the upper space 3 is expanded as described above, and the sudden rise of the foaming slag 4 is suppressed. The interval between the upper blowing lances 5 is selected to be about 0.7 to 1.5 times the width W 1 of the slag bath [see FIG. 2] so that the foaming slag bath can be stirred appropriately and uniformly.

炉体1の天井部1eには、窒素ガスなどのキャリアガス
により鉄系金属酸化物、炭材および石灰石などを流し込
む複数〔図示は2個〕の装入口6が設けられている。こ
のような流し込み形態をとっているのは、高圧のキャリ
アガスによって鉄系金属酸化物などを数十メートル/秒
の速度で圧入すれば、単なる添加よりも飛散損失を減少
させることができるからである。なお、これら装入口6
は上吹ランス5の近傍に配置されていることが好まし
い。
The ceiling portion 1e of the furnace body 1 is provided with a plurality of (two in the drawing) charging ports 6 through which ferrous metal oxides, carbonaceous materials, limestone, and the like are poured by a carrier gas such as nitrogen gas. The reason for adopting such a pouring form is that if iron-based metal oxide or the like is injected at a speed of several tens of meters / second by a high-pressure carrier gas, the scattering loss can be reduced rather than simple addition. is there. In addition, these entrances 6
Is preferably arranged near the top blowing lance 5.

溶融還元炉体1は、その天井部1eもしくは図示した側
上部に排ガス口7が備えられるが、排ガスダクト8を介
して流動層式の鉄鉱石予備還元炉に直結されるので、内
圧が1.4気圧以上とされ、好ましくは1.7〜1.8気圧程度
に保持される。このような圧力下の高温の炉体1には、
底部1bに複数〔図示は5本〕の底吹羽口9が備えら
れ、操業中に酸素ガスや窒素ガスまたは不活性ガスなど
を吹き込むことができるようになっている。その底吹羽
口9から吹き込まれる窒素ガスなどと、下記の溶融還元
反応に伴うガス発生とによって、スラグ4が攪拌され、
通常、嵩比重2以上のスラグが1〜0.3程度の嵩比重に
変化され、拡散し上昇する泡立ちスラグ浴を形成させる
ことができる。そして、装入口6から投入された石炭に
由来する固体炭素質である粉粒体は泡立ちスラグ浴中に
懸濁され、その粉粒体と泡立ちスラグ浴中に投入されて
スラグに溶解した鉄系金属酸化物とが、高温雰囲気中で
化学反応を引き起こし、石炭が高い燃焼率で二次燃焼す
る一方、高い着熱効率で鉄系金属酸化物が溶融還元され
る。
The smelting reduction furnace body 1 is provided with an exhaust gas port 7 at its ceiling portion 1e or an upper part of the side shown in the drawing, but since it is directly connected to a fluidized bed type iron ore preliminary reduction furnace via an exhaust gas duct 8, the internal pressure is 1.4 atm. Above, it is preferably maintained at about 1.7 to 1.8 atm. In the high temperature furnace body 1 under such pressure,
The bottom portion 1b is provided with a plurality of (five in the figure) bottom blower openings 9 so that oxygen gas, nitrogen gas, or an inert gas can be blown during operation. The slag 4 is agitated by the nitrogen gas blown from the bottom blowing port 9 and the gas generated by the following smelting reduction reaction,
Usually, a slag having a bulk specific gravity of 2 or more is changed to a bulk specific gravity of about 1 to 0.3, and a foaming slag bath that diffuses and rises can be formed. Then, the coal-derived solid carbonaceous powder and granules charged from the charging port 6 are suspended in the foaming slag bath, and the iron-based powder is charged into the foaming slag bath and dissolved in the slag. The metal oxide causes a chemical reaction in a high temperature atmosphere, and while the coal is secondarily burned at a high burning rate, the iron-based metal oxide is melt-reduced with high heat deposition efficiency.

また、炉体1の側壁1f〔第2図参照〕の下部にも、粉
状鉄系金属酸化物、粉状炭材および集塵ダストをキャリ
アガス(例えば窒素ガス)でもってスラグ浴に吹き込む
複数〔図示は10個〕の横吹羽口10が備えられる。な
お、この横吹羽口10からの吹き込みがあると、炉体1
内のスラグが攪拌され、それが泡立てられるようになっ
ている。そして、底吹羽口9や横吹羽口10は上吹ラン
ス5,5間の中央に配置されるが、上吹ランス5の直下
に設けておいてもよい。
Also, a plurality of powdery iron-based metal oxides, powdery carbonaceous materials and dust collecting dust are blown into the slag bath with a carrier gas (for example, nitrogen gas) under the side wall 1f of the furnace body 1 (see FIG. 2). The horizontal blowhole 10 is provided [10 pieces in the drawing]. In addition, if there is a blow from the side tuyeres 10, the furnace body 1
The slag inside is agitated so that it can be whipped. Although the bottom blower mouth 9 and the side blower mouth 10 are arranged in the center between the upper blow lances 5 and 5, they may be provided directly below the upper blow lance 5.

ちなみに、上述の装入口6や横吹羽口10などからスラ
グ浴に吹き込まれる鉄系金属酸化物に代えて、鉄鉱石、
クロム鉱石、マンガン鉱石およびこれらの予備還元鉱石
である粉粒体を吹き込むようにしてもよい。その場合、
後述する溶湯貯留炉体2で貯留される炭素不飽和の溶湯
11は、フェロクロム溶湯やフェロマンガン溶湯とな
る。
By the way, instead of the iron-based metal oxide blown into the slag bath from the above-described charging port 6 and side blowhole 10, the iron ore,
You may make it blow in the granular material which is a chrome ore, a manganese ore, and these pre-reduction ores. In that case,
The carbon-unsaturated melt 11 stored in the melt storage furnace body 2 described later becomes a ferrochrome melt or a ferromanganese melt.

ところで、炉体1の底分1bの炉殻1aには、溶融還元
された溶鉄が接触するので、最下部に耐火物1c〔第2
図参照〕が内張りされている。その耐火物1cには、炉
体1の最底部となるところに、溶湯貯留炉体2に向けて
長手方向へ傾斜した耐火物樋12が溝状に形成されてい
る。第2図の例では、耐火物樋12が炉体1の縦中心線
1gより外れて設けられ、耐火物樋12に至る底分1b
のクーリングブロック材1dの左右方向の傾斜は、水平
線に対して5度以上の傾斜が与えられる。なお、溶鉄の
耐火物樋12への流入を促進して溶損を減少させるため
には、通常、傾斜角を20〜40度としておく方が好まし
い。ちなみに、第3図に示すように、耐火物樋12を縦
中心線1gに一致させておいてもよいが、耐火物樋12
の溶損を少なくかつ溶湯11の炭素濃度を低くするため
には、第2図に示したようにしておいた方がよい。
By the way, since the molten iron that has been smelt-reduced contacts the furnace shell 1a of the bottom 1b of the furnace body 1, the refractory 1c [second
(See the figure) is lined. In the refractory 1c, a refractory trough 12 that is inclined in the longitudinal direction toward the molten metal storage furnace body 2 is formed in a groove shape at the bottom of the furnace body 1. In the example of FIG. 2, the refractory gutter 12 is provided off the vertical center line 1g of the furnace body 1, and the bottom 1b reaching the refractory gutter 12 is provided.
The horizontal inclination of the cooling block material 1d is 5 degrees or more with respect to the horizontal line. In order to accelerate the inflow of molten iron into the refractory trough 12 and reduce melting loss, it is usually preferable to set the inclination angle to 20 to 40 degrees. By the way, as shown in FIG. 3, the refractory gutter 12 may be aligned with the vertical center line 1g.
In order to reduce the melting loss and to reduce the carbon concentration of the molten metal 11, it is preferable to set it as shown in FIG.

一方、溶融還元炉体1における溶湯貯留炉体2の反対側
には、泡立ちスラグ浴を鎮静化させるための脱鉄鎮静炭
材分離出滓部1Bが、隔壁13によって画成されてい
る。その隔壁13は、スラグ浴式溶融還元部1A内のス
ラグ4が越流できる高さで、かつ、下部が耐火物樋12
に連通する流通孔13aを備える。この隔壁13にもク
ーリングブロック材1dが張りつけられ、下部に張られ
た耐火物1cに、上記の流通孔13aが形成されてい
る。
On the other hand, on the side opposite to the molten metal storage furnace body 2 in the smelting reduction furnace body 1, a deironization calming carbonaceous material separation slag portion 1B for calming the bubbling slag bath is defined by a partition wall 13. The partition wall 13 has such a height that the slag 4 in the slag bath-type smelting reduction section 1A can overflow, and the lower part is a refractory trough 12.
And a communication hole 13a communicating with the. The cooling block material 1d is also adhered to this partition wall 13, and the above-mentioned circulation hole 13a is formed in the refractory 1c extended below.

この脱鉄鎮静炭材分離出滓部1Bの側壁1fには、炭材
とキャリアガスもしくは酸素ガスと冷却ガスとを横吹き
する複数〔第2図において2個〕の吹込羽口14が取り
付けられる。この吹込羽口14からの吹き込みにより、
越流した泡立ちスラグ4を攪拌し、スラグ4中の鉄系金
属酸化物は懸濁炭材により還元されて低濃度となる。吹
込羽口14の下方では泡立ちスラグ4が鎮静化され、ス
ラグ4中の炭材が浮上して、スラグ4は低酸化鉄低炭材
状態となる。そのスラグ4を排出するための出滓口15
が、側壁1fの下部に設けられ、鎮静化したスラグ4が
連続排滓されるようになっている。
A plurality of [two in FIG. 2] blowing tuyere 14 for laterally blowing carbonaceous material and carrier gas or oxygen gas and cooling gas is attached to the side wall 1f of the deferred calming carbonaceous material separation and slag portion 1B. . By blowing from this blowing tuyere 14,
The overflowing foaming slag 4 is stirred, and the iron-based metal oxide in the slag 4 is reduced by the suspended carbonaceous material to a low concentration. The foaming slag 4 is calmed down below the blowing tuyere 14, the carbonaceous material in the slag 4 floats up, and the slag 4 becomes in a low iron oxide low carbonaceous material state. Slag outlet 15 for discharging the slag 4
However, the slag 4 that has been calmed down is provided at the lower part of the side wall 1f and is continuously discharged.

なお、炉体1に設けられた排ガス口7は、約1,700℃の
高温排ガスを排ガスダクト8から排出するための開口で
あるが、排ガスダクト8に流動層式の鉄鉱石予備還元炉
などが接続されていれば、その熱を再利用することがで
きる。
The exhaust gas port 7 provided in the furnace body 1 is an opening for discharging high-temperature exhaust gas of approximately 1,700 ° C. from the exhaust gas duct 8, and a fluidized bed type iron ore preliminary reduction furnace or the like is connected to the exhaust gas duct 8. If so, the heat can be reused.

前述した溶湯貯留炉体2は、溶融還元炉体1とは仕切ら
れており、耐火物樋12のみから流下する溶湯11を貯
留し、それを間歇的に取り出す出湯口16を備える。な
お、鉄浴の溶湯11に接触する下部には耐火物1cが内
張りされ、上部にはクーリングブロック材1dが張りつ
けられる。出湯口16を例えばスライディングノズルと
し、連続的に溶湯11を出湯させる場合には、溶湯貯留
炉体2を図示より小さい容量のものとすることができ
る。
The molten metal storage furnace body 2 described above is separated from the smelting reduction furnace body 1, and is provided with a molten metal outlet 16 that stores the molten metal 11 that flows down only from the refractory trough 12 and intermittently takes it out. A refractory 1c is lined in the lower part in contact with the molten metal 11 of the iron bath, and a cooling block material 1d is stuck in the upper part. When the molten metal outlet 16 is, for example, a sliding nozzle and the molten metal 11 is continuously discharged, the molten metal storage furnace body 2 can have a capacity smaller than that shown in the drawing.

上記した構成の溶融還元炉体1の天井部1eに、鉄系金
属酸化物などを流し込む装入口6とは独立して、鉄系ス
クラップを添加することができる口径の大きな複数〔図
示は2個〕のスクラップ添加口17を設けておいてもよ
い。
Into the ceiling portion 1e of the smelting reduction furnace body 1 having the above-described structure, independent of the charging port 6 for pouring iron-based metal oxides, etc. ] Scrap addition port 17 may be provided.

このような構成の溶融還元製造装置によれば、次のよう
にして鉄系合金溶湯をスラグ浴式によって溶融還元する
ことができる。
According to the smelting reduction manufacturing apparatus having such a configuration, the molten iron-based alloy can be smelted and reduced by the slag bath method as follows.

第1図において、稼働を開始するため炉体1内を昇温さ
せるとき、底吹羽口9および横吹羽口10が閉塞しない
程度の量の窒素ガスを吹き込む。次いで、装入口6から
塊コークスを投入し、上吹ランス5より吹き込む酸素ガ
スで塊コークスを燃焼白熱させる。引き続き、塊コーク
スと高炉滓などの混合物を投入し、所定の約1,400℃以
上となるまで昇温させる。
In FIG. 1, when the temperature inside the furnace body 1 is raised to start the operation, nitrogen gas is blown in such an amount that the bottom blowhole 9 and the horizontal blowhole 10 are not blocked. Next, lump coke is charged from the charging port 6, and the lump coke is incandescently burned by the oxygen gas blown from the upper blowing lance 5. Subsequently, a mixture of lump coke and blast furnace slag is charged and the temperature is raised to a predetermined temperature of about 1,400 ° C or higher.

溶融還元工程に入るとき、装入口6から炉体1内に、全
必要量に近い鉄系金属酸化物、炭材および石灰石などの
原料や副原料が投入される。上吹ランス5からの酸素ガ
スや酸素含有ガスの吹き込みが続けられる一方、底吹羽
口9および横吹羽口10から、酸素ガス、窒素ガス、不
活性ガスなどが吹き込まれる。必要に応じて、添加用の
粉状鉄系金属酸化物、粉状炭材やダストがキャリアガス
と共に吹き込まれる。これらの吹き込みガスによって、
炉体1内のスラグ4は激しく攪拌され、嵩比重が1〜0.
3に変化した泡立ちスラグ浴となり、上吹ランス5の下
端5a近くまで上昇する。
When entering the smelting reduction step, raw materials and auxiliary raw materials such as iron-based metal oxides, carbonaceous materials and limestone, which are close to the total required amount, are charged into the furnace body 1 through the charging port 6. Oxygen gas or oxygen-containing gas is continuously blown from the upper blowing lance 5, while oxygen gas, nitrogen gas, inert gas, or the like is blown from the bottom blowhole 9 and the side blowhole 10. If necessary, powdered iron-based metal oxide for addition, powdered carbonaceous material and dust are blown together with the carrier gas. With these blowing gases,
The slag 4 in the furnace body 1 is vigorously stirred and has a bulk specific gravity of 1 to 0.
The bubbling slag bath changes to 3, and rises to near the lower end 5a of the upper blowing lance 5.

流し込まれた石炭が泡立ちスラグ4に懸濁され、その炭
材が泡立ちスラグ浴中の鉄系金属酸化物と化学反応して
溶融還元が行われ、炭素不飽和の溶鉄が生成される。一
方、化学反応で炭材から一酸化炭素ガスが発生すると共
に、それが二次燃焼されて二酸化炭素ガスとなり、炉体
1内の雰囲気が高温に維持される。二次燃焼によって1,
700℃となった二酸化炭素ガスは、排ガス口7から排ガ
スダクト8を経て鉄鉱石予備還元炉に導出される。
The poured coal is suspended in the foaming slag 4, and the carbonaceous material chemically reacts with the iron-based metal oxide in the foaming slag bath to perform smelting reduction, and molten carbon unsaturated carbon is produced. On the other hand, carbon monoxide gas is generated from the carbonaceous material by the chemical reaction, and the carbon monoxide gas is secondarily burned to carbon dioxide gas, and the atmosphere in the furnace body 1 is maintained at a high temperature. By secondary combustion 1,
The carbon dioxide gas at 700 ° C. is led from the exhaust gas port 7 through the exhaust gas duct 8 to the iron ore preliminary reduction furnace.

このような化学反応で消費される炭材や鉄系金属酸化物
あるいは石灰石や酸素ガスは、装入口6、上吹ランス5
や底吹羽口9さらには横吹羽口10から補給される。泡
立ちスラグ浴中で生成された溶鉄は滴下する。耐火物樋
12の近傍では攪拌作用が弱くなっており、それ故に、
スラグ4の嵩比重が大きく、炭材が浮上してスラグ4中
の懸濁炭材はなくなる。滴下する溶鉄が炭材と反応して
加炭されるよりも、むしろ鉄系金属酸化物と溶鉄との反
応が優先して行われる。その結果、溶鉄は炭素不飽和の
溶湯11となって耐火物樋12に集められる。このよう
にして溶融還元が進行されるが、耐火物樋12の近傍の
泡立ちスラグ4中に含まれる酸化鉄濃度が高いので、そ
れらと接触した溶湯11は脱燐されることになり都合が
よい。
Carbonaceous materials, iron-based metal oxides, limestone, and oxygen gas consumed by such chemical reactions are introduced into the charging port 6 and the upper blowing lance 5.
It is replenished from the bottom and bottom blowers 9 and the side blowers 10. Molten iron produced in the bubbling slag bath is dropped. In the vicinity of the refractory gutter 12, the stirring action is weakened, and therefore,
The bulk specific gravity of the slag 4 is large, the carbonaceous material floats up, and the suspended carbonaceous material in the slag 4 disappears. The reaction between the iron-based metal oxide and the molten iron takes precedence over the reaction of the dropping molten iron with the carbon material to be carburized. As a result, the molten iron becomes a carbon unsaturated molten metal 11 and is collected in the refractory trough 12. Although the smelting reduction proceeds in this way, the concentration of iron oxide contained in the foaming slag 4 in the vicinity of the refractory gutter 12 is high, so the molten metal 11 in contact with them is dephosphorized, which is convenient. .

一方、炉体1内の泡立ちスラグ4は隔壁13を越えて脱
鉄鎮静炭材分離出滓部1Bに流れ込む。そのスラグ4は
底吹羽口9からの吹き込みガスにより影響を受けること
がないが、吹込羽口14から酸素ガスや窒素ガスに添加
された炭材の吹き込みによって溶融還元され、そこで溶
鉄が生成され、滴下して炭素不飽和の溶湯11となる。
脱鉄鎮静炭材分離出滓部1Bの下部の耐火物樋12に集
められると、隔壁13の流通孔13aを通って溶湯貯留
炉体2へ導出される。そして、脱鉄鎮静炭材分離出滓部
1B内の泡立ちスラグ4が吹込羽口14より下降すると
攪拌が弱められて鎮静化され、その嵩比重が大きくなっ
て懸濁炭材が浮上する。その懸濁炭材により、スラグ4
中の鉄系金属酸化物も還元される。その結果、下降した
泡立ちスラグ4には懸濁炭材がほとんどなくなり、低濃
度の酸化鉄が僅かに残存するのみとなる。鎮静化したス
ラグ4は、連続的に出滓口15から排滓され、その後に
処理される。ここでも、炭材や鉄系金属酸化物の原単位
の低減が図られる。他方、溶湯貯留炉体2に貯留された
溶湯11は、間歇的に出湯口16から取り出される。
On the other hand, the foaming slag 4 in the furnace body 1 flows over the partition 13 into the deironization calming carbonaceous material separation slag portion 1B. Although the slag 4 is not affected by the gas blown from the bottom tuyere 9, the slag 4 is melted and reduced by blowing carbonaceous material added to oxygen gas or nitrogen gas from the blown tuyere 14, and molten iron is generated there. Then, it is dropped to form a carbon-unsaturated melt 11.
When collected in the refractory trough 12 below the deferred calming carbonaceous material separation slag portion 1B, it is led out to the molten metal storage furnace body 2 through the flow holes 13a of the partition wall 13. Then, when the foaming slag 4 in the deferred calming carbonaceous material separation slag portion 1B descends from the blowing tuyere 14, the stirring is weakened and calmed down, and the bulk specific gravity increases and the suspended carbonaceous material floats. With the suspended carbonaceous material, slag 4
The iron-based metal oxides therein are also reduced. As a result, the suspended foaming slag 4 has almost no suspended carbonaceous material, and only a small amount of low-concentration iron oxide remains. The soothed slag 4 is continuously discharged from the outlet 15 and then processed. Also in this case, the unit consumption of carbonaceous materials and iron-based metal oxides can be reduced. On the other hand, the molten metal 11 stored in the molten metal storage furnace body 2 is intermittently taken out from the molten metal outlet 16.

ちなみに、操業中の溶融還元炉体1内では、泡立ちスラ
グ4の高さが図示したような上吹ランス5の下端5aと
ほぼ同じレベルとなるように、原料や副原料の投入量が
調整される。すなわち、泡立ちスラグ4に懸濁される炭
材量は、スラグ重量の20%以上が常に残留されるように
なっている。一方、底吹羽口9からの底吹きガス量は、
全吹き込みガス量の3〜30%とされ、スラグ4の適切な
攪拌と泡立ちが図られ、また、スラグ4中のMgOとAl2O3
との合計量が23%以下に抑制される。さらに、スラグ中
に含まれるCaO/SiO2の比率が0.8〜1.9程度に保たれ、加
えて、装入口6からスラグ相に添加された鉱石と炭材の
合計重量の比率が60%以上に維持され、着熱効率が高め
られる。そして、高い二次燃焼率で懸濁炭材が燃焼さ
れ、二酸化炭素ガス雰囲気が1,700℃程度に保持され
る。なお、炭材は粉粒体の石炭や無煙炭やコークスであ
ってもよいが、コストの低廉な一般炭が用いられる。ま
た、底吹羽口9から吹き込まれるガスは、窒素ガス、空
気もしくは酸素ガスが用いられ、酸素ガスの場合は冷却
用の液化天然ガス(LNG)が併用される。そして、窒素ガ
スおよび空気の場合は予熱して吹き込むようにしておく
とよい。
By the way, in the smelting reduction furnace body 1 in operation, the amounts of raw materials and auxiliary raw materials to be fed are adjusted so that the height of the foaming slag 4 is almost at the same level as the lower end 5a of the upper blowing lance 5 as shown in the figure. It That is, the amount of carbonaceous material suspended in the foaming slag 4 is such that 20% or more of the weight of the slag is always retained. On the other hand, the amount of bottom blowing gas from the bottom blowing tuyeres is
The amount of gas blown into the slag is set to 3 to 30%, the slag 4 is appropriately stirred and foamed, and the MgO and Al 2 O 3 in the slag 4 are also agitated.
The total amount of and is suppressed to 23% or less. Further, the ratio of CaO / SiO 2 contained in the slag is maintained at about 0.8 to 1.9, and the ratio of the total weight of the ore and the carbonaceous material added to the slag phase from the charging port 6 is maintained at 60% or more. As a result, heat transfer efficiency is improved. Then, the suspended carbonaceous material is burned at a high secondary combustion rate, and the carbon dioxide gas atmosphere is maintained at about 1,700 ° C. The carbonaceous material may be granular coal, anthracite or coke, but low cost steam coal is used. Further, as the gas blown from the bottom blowing port 9, nitrogen gas, air or oxygen gas is used, and in the case of oxygen gas, liquefied natural gas (LNG) for cooling is also used. In the case of nitrogen gas and air, it is advisable to preheat and blow them.

第4図は溶融還元炉体1に鍋形の溶湯貯留炉体18が接
続された装置である。これは、半円形の底部18aを備
え、耐火物樋12を流過した溶湯11を鉄浴として貯留
する部分には、耐火物1cが内張りされている。そし
て、天井部18bを含む上部には、クーリングブロック
材1dが内張りされ、その上部空間は溶融還元炉体1に
連通されている。また、溶湯貯留炉体18の底部18a
には、鉄浴に酸素ガスを吹き込む底吹羽口19が設けら
れ、天井部18bには石灰石などの脱硫材を供給する投
入口20が設けられている。さらに、底部18aのやや
上方に出湯口16があり、種湯を残して間歇的に底吹き
精錬された溶湯11が取り出されるようになっている。
FIG. 4 shows an apparatus in which a pan-shaped molten metal storage furnace body 18 is connected to the smelting reduction furnace body 1. This is provided with a semi-circular bottom portion 18a, and a refractory 1c is lined in a portion for storing the molten metal 11 that has flowed through the refractory trough 12 as an iron bath. A cooling block material 1d is lined on the upper portion including the ceiling portion 18b, and the upper space is connected to the smelting reduction furnace body 1. In addition, the bottom portion 18a of the molten metal storage furnace body 18
Is provided with a bottom blower port 19 for blowing oxygen gas into an iron bath, and a ceiling port 18b is provided with an input port 20 for supplying desulfurizing material such as limestone. Further, there is a tap hole 16 slightly above the bottom portion 18a so that the molten metal 11 intermittently blown to the bottom can be taken out while leaving the seed water.

このような構成の溶湯貯留炉体18にあっては、操業中
の溶融還元炉体1から脱燐された炭素不飽和の溶湯11
が流下して底部18aに貯留される。その貯留量が規定
量となると、投入口20からキャリアガスである窒素ガ
スと共に石灰石などの脱硫材が供給される。本例では、
投入口20から石灰石に加えて硅石が投入される一方、
天井部18bに別途設けられたスクラップ添加口21か
ら冷却材としての鉄系スクラップや鉄鉱石が投入され
る。そして、底吹羽口19より酸素ガスおよび冷却ガス
として液化天然ガスが吹き込まれる。この底吹き操作に
よって、溶湯11は脱炭と共に脱硫され、良質の溶鋼に
精錬される。
In the molten metal storage furnace body 18 having such a configuration, the carbon-unsaturated molten metal 11 dephosphorized from the smelting reduction furnace body 1 in operation is used.
Flows down and is stored in the bottom portion 18a. When the stored amount reaches a specified amount, desulfurization material such as limestone is supplied from the charging port 20 together with nitrogen gas which is a carrier gas. In this example,
In addition to limestone, silica stone is charged from the charging port 20,
Iron-based scrap or iron ore as a coolant is charged from a scrap addition port 21 separately provided in the ceiling portion 18b. Then, liquefied natural gas is blown as oxygen gas and cooling gas from the bottom blowing port 19. By this bottom blowing operation, the molten metal 11 is desulfurized together with decarburization and refined into high quality molten steel.

この場合、投入された石灰石や硅石や鉄鉱石の不純物で
形成されたスラグ22が、鉄浴上に浮遊する。スラグ2
2の塩基度は転炉並みの3〜5と高く維持され、また、
底吹きのためにスラグ22中の酸化鉄濃度も低いので、
溶湯11の脱炭と共に脱硫が進行する。そして、脱炭に
よって発生する一酸化炭素ガスを主成分とする排ガス
は、溶融還元炉体1の泡立ちスラグ浴に入るので、スラ
グ22中の石灰を泡立ちスラグ4の構成物質として活用
でき、排ガス中の一酸化炭素ガスも活用される。なお、
投入口20からマンガン鉱石を投入するようにしてもよ
い。
In this case, the slag 22 formed of the introduced limestone, silica stone, and impurities of iron ore floats on the iron bath. Slag 2
The basicity of 2 is maintained as high as 3 to 5 which is similar to that of a converter.
Since the iron oxide concentration in the slag 22 is low due to bottom blowing,
Desulfurization proceeds with decarburization of the molten metal 11. Then, since the exhaust gas containing carbon monoxide gas as a main component generated by decarburization enters the foaming slag bath of the smelting reduction furnace body 1, the lime in the slag 22 can be utilized as a constituent material of the foaming slag 4, Carbon monoxide gas is also used. In addition,
You may make it input manganese ore from the input port 20.

ちなみに、上述した第1図の場合や第4図の場合にも、
天井部1eの装入口6とは別に、スクラップ添加口1
7,23を設けておき、そこから、鉄系スクラップを投
入するようにすれば、泡立ちスラグ浴中で溶融還元され
る酸化鉄を極めて能率的に大量の炭素不飽和の溶鉄とす
ることができる。その際、スクラップは冷却材としても
機能する。また、装入口6や横吹羽口10から泡立ちス
ラグ浴中に、クロム鉱石もしくはマンガン鉱石、それら
の予備還元鉱石の粉体や粒体を吹き込めば、フェロクロ
ム溶湯やフェロマンガン溶湯を製造することができる。
By the way, also in the case of FIG. 1 and FIG. 4 described above,
Separately from the loading port 6 of the ceiling 1e, the scrap addition port 1
7 and 23 are provided and iron-based scrap is introduced from there, the iron oxide melt-reduced in the foaming slag bath can be extremely efficiently converted into a large amount of carbon-unsaturated molten iron. . At that time, the scrap also functions as a coolant. Further, by injecting chromium ore or manganese ore and powders or granules of their pre-reduced ore into the foaming slag bath from the charging port 6 or the side blowhole 10, it is possible to produce ferrochrome molten metal or ferromanganese molten metal. .

ところで、第1図に示す溶融還元炉体1を、第5図に示
すように、上部炉体1Uと下部炉体1Dとに分割できる
構造とし、操業中に従前使用した下部炉体1Dの耐火物
1cなどの補修をできるようにしておくと都合がよい。
なお、下部炉体1Dは耐火物樋12を含む部分であり、
上部炉体1Uは、泡立ちスラグ浴および高温ガスに接す
るクーリングブロック材1dが内張りされている部分で
ある。このような着脱可能な分割構造としておけば、数
十日に一回行う必要のある耐火物1cの張り替えや修理
を、炉体1の運転を長時間休止させることなく行うこと
ができる。第5図のように、溶融還元炉体1の下部炉体
1Dの全体を、炉体1の長手方向に配置された複数台の
台車24〔図示は一台〕に乗載しておく。所定位置で油
圧や電動機などの動力によって下部炉体1Dを上昇させ
て、フランジ部25,25を結合し、上部炉体1Uに一
体化することができる。なお、溶湯貯留炉体2,18に
おいても、上部炉体2U,18Uと下部炉体2D,18
Dなど同様の構成により、上下分割構造とすることがで
き、フランジ部26,26〔第1図および第4図参照〕
で外して、それぞれの耐火物1cの補修を運転とは別に
行うことができる。
By the way, as shown in FIG. 5, the smelting reduction furnace body 1 shown in FIG. 1 has a structure that can be divided into an upper furnace body 1U and a lower furnace body 1D, and fire resistance of the lower furnace body 1D used before during operation. It is convenient to be able to repair the item 1c.
The lower furnace body 1D is a portion including the refractory gutter 12,
The upper furnace body 1U is a portion lined with a foaming slag bath and a cooling block material 1d which is in contact with a high temperature gas. With such a detachable split structure, the refractory 1c need to be refilled or repaired once every several tens of days without suspending the operation of the furnace body 1 for a long time. As shown in FIG. 5, the entire lower furnace body 1D of the smelting reduction furnace body 1 is placed on a plurality of carriages 24 (one shown in the figure) arranged in the longitudinal direction of the furnace body 1. It is possible to raise the lower furnace body 1D by hydraulic power or electric power at a predetermined position to join the flange portions 25, 25 to be integrated with the upper furnace body 1U. In addition, also in the molten metal storage furnace bodies 2 and 18, the upper furnace bodies 2U and 18U and the lower furnace bodies 2D and 18
With a similar structure such as D, a vertically divided structure can be obtained, and the flange portions 26, 26 [see FIGS. 1 and 4]
Then, the refractory 1c can be repaired separately from the operation.

ここで、第2図を参照しながら溶融還元炉体1の形状を
説明する。泡立ちスラグ4が生成される領域を、泡立ち
スラグ浴の幅W1と泡立ちスラグ浴の高さH1との比H1
/W1を1にすると、熱損失を最小に留めることができ
る。しかし、酸素ガス、窒素ガスや不活性ガスを底吹羽
口9から吹き込み、スラグ4が有効に攪拌し泡立たせる
ためには、H1/W1>1が望ましい。一方、横吹羽口1
0から酸素ガスや窒素ガスや不活性ガスを吹き込む場
合、泡立ちスラグ浴の幅W1が広くなるほど吹込距離が
不十分となるので、H1/W1=0.6〜3.0あるいは、それ
より狭くされた0.8〜2.0が好ましい。
Here, the shape of the smelting reduction furnace body 1 will be described with reference to FIG. The ratio H 1 of the width W 1 of the frothing slag bath and the height H 1 of the frothing slag bath is the region where the frothing slag 4 is generated.
By setting / W 1 to 1, heat loss can be minimized. However, H 1 / W 1 > 1 is preferable in order to blow oxygen gas, nitrogen gas or an inert gas from the bottom blowing port 9 so that the slag 4 can be effectively stirred and foamed. On the other hand, Yokobuki tuyere 1
When oxygen gas, nitrogen gas or inert gas is blown from 0, the blowing distance becomes insufficient as the width W 1 of the foaming slag bath becomes wider, so that H 1 / W 1 = 0.6 to 3.0 or narrower than that. 0.8 to 2.0 is preferable.

一方、泡立ったスラグ4が排ガス口7へ流入するのを防
止し、二次燃焼率と着熱効率をともに高く維持するため
に、最も上昇したスラグ4の上面が上吹ランス5の下端
5aにほぼ接触することが望ましい。そのために、泡立
ちスラグ浴の上方空間3の幅W2は1.2〜1.5W1とされ、
泡立ちスラグ4の異常な上昇が抑制されるようになって
いる。
On the other hand, in order to prevent the bubbling slag 4 from flowing into the exhaust gas port 7 and maintain both the secondary combustion rate and the heat-transfer efficiency at a high level, the uppermost surface of the slag 4 is almost at the lower end 5a of the upper blowing lance 5. Contact is desirable. Therefore, the width W 2 of the upper space 3 of the foaming slag bath is 1.2 to 1.5 W 1 ,
The abnormal rise of the foaming slag 4 is suppressed.

また、泡立ちスラグ浴の上方の排ガスなどが、排ガス口
7へ向けて流れるときの空塔速度が大きければ、装入口
6から流し込まれる鉱石や炭材の粉が飛散して、排ガス
ダクト8から流出する割合が高くなる。このような事態
を考慮して、全炉容量に対する溶湯の生産性を高めるに
は、溶融還元炉体1の全長L〔第1図参照〕と泡立ちス
ラグ浴の幅W1との比L/W1を大きくすることが望ま
れ、通常、L/W1>4が採用される。その場合、上吹
ランス5の数を適宜増加すればよい。
Further, if the exhaust gas above the bubbling slag bath flows toward the exhaust gas port 7 at a high superficial velocity, the ore and carbonaceous powder poured from the charging port 6 scatter and flow out from the exhaust gas duct 8. The percentage to do will increase. In consideration of such a situation, in order to improve the productivity of the molten metal with respect to the total furnace capacity, the ratio L / W of the total length L of the smelting reduction furnace body 1 (see FIG. 1) and the width W 1 of the foaming slag bath is L / W. It is desired to increase 1 and L / W 1 > 4 is usually adopted. In that case, the number of top blowing lances 5 may be increased appropriately.

一方、泡立ちスラグ浴の単位体積当たりの排ガス発生量
を一定とすれば、上述の空塔速度は、泡立ちスラグ浴の
横断面積S1〔=W1×H1〕と上方空間3の横断面積S2
〔=W2×H2〕との比率S2/S1およびL/W1で決ま
る。なお、H2は上方空間3の高さである。したがっ
て、S2/S1=0.6〜3.0なるように泡立ちスラグ浴の幅
1や上方空間3の幅W2、泡立ちスラグ浴の高さH1
上方空間3の高さH2を決めればよい。なお、L/W1
6となれば、複数の排ガス口7を設けることが必要とな
ろう。
On the other hand, if the amount of exhaust gas generated per unit volume of the bubbling slag bath is constant, the above-mentioned superficial velocity is equal to the cross-sectional area S 1 [= W 1 × H 1 ] of the bubbling slag bath and the cross-sectional area S of the upper space 3. 2
It is determined by the ratio S 2 / S 1 and L / W 1 with [= W 2 × H 2 ]. Note that H 2 is the height of the upper space 3. Therefore, if determined the S 2 / S 1 = 0.6~3.0 made as foaming width W 2 of width W 1 and the upper space 3 of the slag bath, froth height H 2 of the height H 1 and the upper space 3 of the slag bath Good. L / W 1 >
If the number becomes 6, it will be necessary to provide a plurality of exhaust gas ports 7.

脱鉄鎮静炭材分離出滓部1Bで生成される溶湯11の燐
濃度は、スラグ浴式溶融還元部1Aで生成される溶湯1
1における燐濃度より高くなる。それは、スラグ浴式溶
融還元部1A内の泡立ちスラグ浴中に高い濃度で含まれ
ていた酸化鉄濃度が、脱鉄鎮静炭材分離出滓部1B内の
泡立ちスラグ4中における溶融還元に使用されて低くな
っているためである。そこで、隔壁13の流通孔13a
から、スラグ浴式溶融還元部1A寄りに僅かな距離を隔
てた耐火物樋12の位置に、湯溜り部〔図示せず〕を設
け、石灰系の脱燐材と酸素ガスもしくはミルスケール
を、湯溜り部の底部から吹き込み、脱燐するようにして
もよい。
The phosphorus concentration of the molten metal 11 produced in the deferred calming carbonaceous material separating and slag portion 1B is the same as that of the molten metal 1 produced in the slag bath smelting reduction portion 1A
It becomes higher than the phosphorus concentration in 1. The iron oxide concentration contained in the foaming slag bath in the slag bath type smelting reduction section 1A at a high concentration is used for the smelting reduction in the foaming slag 4 in the deferred calming carbonaceous material separation slag section 1B. Because it is low. Therefore, the circulation hole 13a of the partition wall 13
From the above, a hot water pool (not shown) is provided at a position of the refractory gutter 12 which is located at a slight distance near the slag bath smelting reduction section 1A, and a lime-based dephosphorization material and oxygen gas or mill scale are provided. You may make it dephosphorize by blowing in from the bottom part of a basin part.

なお、底吹きや横吹きによって泡立ちスラグ浴が形成さ
れるが、スラグ4の嵩比重を0.3〜1.0に変化するよう調
整すると、炭材の二次燃焼率と着熱効率とを高くするこ
とができるのは、上述の通りである。そして、泡立ちス
ラグ浴の嵩比重や固定炭素質の分布は、鉄鉱石や炭材の
添加速度と、酸素ガスの送酸速度などで決まる単位スラ
グ量当りのガス発生速度と、スラグの組成や温度や炉内
圧力さらには底吹比重や横吹比重、上吹ランス構造やス
ラグ浴の攪拌の強弱に伴う空間的分布などによって、調
整することができる。
Although a foaming slag bath is formed by bottom blowing or side blowing, if the bulk specific gravity of the slag 4 is adjusted to change to 0.3 to 1.0, the secondary combustion rate and the heat-adsorption efficiency of the carbonaceous material can be increased. Are as described above. The bulk specific gravity and fixed carbonaceous material distribution of the bubbling slag bath are determined by the addition rate of iron ore and carbonaceous material, the gas generation rate per unit slag amount determined by the oxygen gas feed rate, and the composition and temperature of the slag. It can be adjusted by the furnace pressure, the bottom blown specific gravity, the side blown specific gravity, the top blown lance structure, and the spatial distribution of the slag bath depending on the strength of stirring.

ちなみに、従来の鉄浴法と本発明のスラグ浴法とを比較
してみると、鉄浴法による溶融還元の場合、スラグ・溶
湯境界面で、鉄に溶解している炭素によるスラグ中の酸
化鉄の還元反応が、スラグ内に懸濁した炭素によるスラ
グ中の酸化鉄の還元反応に並行して進行し、この両反応
による溶鉄の生成量の和が生産量となる。スラグ浴法の
溶融還元の場合、前者の寄与は零に近く、生産量が低下
する。しかし、炉体を大型化するに伴って、スラグと溶
湯の界面反応による生成量の寄与が極めて小さくなり、
鉄浴と泡立ちスラグの両容積でみた単位容積当たりの生
産量の差を20%以下に減少させることができる。
By the way, when comparing the conventional iron bath method and the slag bath method of the present invention, in the case of smelting reduction by the iron bath method, oxidation in the slag by carbon dissolved in iron at the slag / molten metal interface The reduction reaction of iron proceeds in parallel with the reduction reaction of iron oxide in the slag by the carbon suspended in the slag, and the sum of the amounts of molten iron produced by both reactions becomes the production amount. In the case of slag reduction by the slag bath method, the former contribution is close to zero, and the production amount decreases. However, as the furnace body gets larger, the contribution of the amount produced by the interfacial reaction between the slag and the molten metal becomes extremely small,
It is possible to reduce the difference in the production volume per unit volume of both the iron bath and the foaming slag to less than 20%.

スラグ浴法の場合、溶融還元炉体1に脱鉄鎮静炭材分離
出滓部1Bを設けることによる全容積当たりの生産性の
低下は、鉄浴法における仕上還元期を必要とすることに
基く生産性の低下よりも小さくなる。なお、フェロクロ
ムおよびフェロマンガンの溶融還元の場合は、スラグ・
溶湯境界面で還元反応が進行しないので、鉄浴と泡立ち
スラグの両容積でみた単位容積当たりの生産性は、スラ
グ浴法の方が高くなるといえる。
In the case of the slag bath method, the reduction in productivity per total volume by providing the deironing calming carbonaceous material separating and slag portion 1B in the smelting reduction furnace body 1 is based on the need for a finishing reduction period in the iron bath method. It is smaller than the decrease in productivity. In the case of smelting reduction of ferrochrome and ferromanganese, slag /
Since the reduction reaction does not proceed at the boundary surface of the molten metal, it can be said that the slag bath method has higher productivity per unit volume in terms of both volumes of the iron bath and the foaming slag.

炉体の抜熱による熱損失は、耐火物を全面に内張りして
いる鉄浴炉の方が、水冷構造のスラグ浴炉より少なくな
る。しかし、炉体容積を大型化すると、二次燃焼率と着
熱効率との積でみた全熱効率は、スラグ浴法の方が優れ
ている。
The heat loss due to the removal of heat from the furnace body is smaller in the iron bath furnace where the refractory is lined on the entire surface than in the water-cooled slag bath furnace. However, when the volume of the furnace body is increased, the slag bath method is superior in the total thermal efficiency in terms of the product of the secondary combustion rate and the heat deposition efficiency.

スラグ浴法では、泡立ちスラグ浴の平均温度を1,400〜
1,600℃程度に保持することが、泡立ちスラグの高さ制
御などのために必要となる。しかし、浴全体の熱含量で
みれば、鉄浴炉のほうがスラグ浴炉より大きく、鉄浴は
熱的なバッファーの役割を果たしている。すなわち、ス
ラグ浴法の方が、同一外乱による温度変動幅が大きくな
るので、温度計測個所を増やすなど、計測制御システム
の充実化を図る必要がある。
In the slag bath method, the average temperature of the foaming slag bath is 1,400 ~
It is necessary to keep the temperature at about 1,600 ℃ for controlling the height of the foaming slag. However, in terms of the heat content of the entire bath, the iron bath furnace is larger than the slag bath furnace, and the iron bath plays the role of a thermal buffer. That is, since the slag bath method has a larger temperature fluctuation range due to the same disturbance, it is necessary to enhance the measurement control system by increasing the number of temperature measurement points.

スクラップを溶解させる場合、炭材を鉄浴に吹き込む鉄
浴法に比べると、スラグ浴法は、耐火物、炭材、酸素原
単位が著しく優れており、例えば特開昭61-213310号公
報に記載されたスラグ・鉄浴法に比べれば、耐火物原単
位が著しく良く、炭材、酸素の原単位は若干優れたもの
となる。しかし、スラグ浴法は、浴の熱含量が小さいた
め、剪断屑やダライ粉など厚さや形状が揃えられている
スクラップを連続装入する場合にしか適用できない。炭
材を吹き込む鉄浴法では、重量屑などの不定形なスクラ
ップをバッチ装入できるので、スクラップの種類を選択
する自由度の高さと装入法については、スラグ浴法が劣
るといわざるを得ない。
When melting scrap, the slag bath method is significantly superior in refractory material, carbon material, and oxygen consumption rate, compared to the iron bath method in which carbon material is blown into the iron bath, for example, in JP-A-61-213310. Compared with the slag / iron bath method described, the unit consumption of refractory is remarkably good, and the unit consumption of carbonaceous materials and oxygen is slightly superior. However, since the slag bath method has a small heat content in the bath, it can be applied only when continuously charging scraps of uniform thickness and shape such as shearing scraps and Dalai powder. With the iron bath method in which carbon material is blown, irregularly shaped scraps such as heavy dust can be batch-charged, so it must be said that the slag bath method is inferior in terms of the degree of freedom in selecting the type of scrap and the charging method. I don't get it.

本発明の実施例を、第1表のデータおよび第1図、第2
図を参照しながら説明する。
An example of the present invention is shown in Table 1 and FIGS.
Description will be given with reference to the drawings.

第1図に示すスラグ浴式溶融還元部1Aの長さは15
m、脱鉄鎮静炭材分離出滓部1Bのそれは1.5mであ
る。第2図に示す泡立ちスラグ浴の幅W1を3.5m、高さ
1を4m、上方空間3の幅W2を4.5m、その高さを4m
とした水冷構造の溶融還元炉体1に、二次燃焼用特殊多
孔上吹ランス5を5本、底吹羽口9を6本、スラグ浴面
より3mの下方位置に横吹羽口10を12本配置した。
また、炉体1は上下の二分割方式とし、内面はキャスタ
ブル耐火物で、厚さ40mmのコーティングを施している。
The length of the slag bath smelting reduction section 1A shown in FIG. 1 is 15
m, that of the deferred calming carbon material separation slag portion 1B is 1.5 m. The width W 1 of the foaming slag bath shown in FIG. 2 is 3.5 m, the height H 1 is 4 m, the width W 2 of the upper space 3 is 4.5 m, and its height is 4 m.
In the water-cooled smelting reduction furnace body 1, there are 5 special porous top blowing lances 5 for secondary combustion, 6 bottom blowing tuyeres 9 and 12 lateral blowing tuyeres 10 at a position 3 m below the slag bath surface. The book is arranged.
Further, the furnace body 1 is divided into upper and lower halves, and the inner surface is castable refractory and is coated with a thickness of 40 mm.

炉体1の下部炉体1Dをバーナで予熱後、上下を連結し
て底吹羽口9および横吹羽口10が閉塞しない程度の最
小量の窒素ガスを流し、かつ、装入口6から塊コークス
を投入し、上吹ランス5から酸素ガスを吹き込む。塊コ
ークスが白熱した後、塊状のコークスと高炉滓の混合物
を投入し、その混合物の高炉滓比率を高めながら投入を
続ける。そして、4時間経過後にスラグ総量が約150ト
ンとなり、そのうち炭材量が40トン、スラグ温度が1,50
0℃に達したとき、コークスを一般炭に切り換えて投入
し始め、次いで、鉄鉱石を投入して溶融還元を開始し
た。排ガスは流動層式の予備還元炉に導かれ、鉄鉱石を
加熱して部分還元させ、この予備還元鉄鉱石を熱間で、
装入口6から直接装入した。
After preheating the lower furnace body 1D of the furnace body 1 with a burner, the upper and lower parts are connected to each other to allow a minimum amount of nitrogen gas so that the bottom blower mouth 9 and the horizontal blower mouth 10 are not blocked, and the coke from the charging port 6 Then, oxygen gas is blown from the top blowing lance 5. After the lump coke became incandescent, the mixture of the lump-like coke and the blast furnace slag was added, and the addition was continued while increasing the blast furnace slag ratio of the mixture. After 4 hours, the total amount of slag was about 150 tons, of which the amount of carbon was 40 tons and the slag temperature was 1,50.
When the temperature reached 0 ° C, the coke was switched to steam coal and started to be charged, and then iron ore was charged to start smelting reduction. The exhaust gas is guided to a fluidized bed type preliminary reduction furnace, and the iron ore is heated to be partially reduced, and the preliminary reduced iron ore is hot-heated.
It was charged directly from the charging port 6.

その結果、流し込まれた鉄鉱石の温度と還元率が次第に
上昇し、約200時間後に定常状態に到達した。そこで、
第1表に、ケースIとケースIIについて、それぞれ100
時間のテストを実施した結果を示す。そのときの炉内圧
は1.7〜1.8気圧であり、内容積が30m3の溶湯貯留炉体に
溶湯を貯留して、80分間隔で出湯させた。415時間にわ
たる操業において、耐火物樋の最大溶損深さは、45mmで
あった。
As a result, the temperature and reduction rate of the cast iron ore gradually increased and reached a steady state after about 200 hours. Therefore,
Table 1 shows 100 for each of Case I and Case II.
The result of having carried out the test of time is shown. At that time, the internal pressure of the furnace was 1.7 to 1.8 atm, and the molten metal was stored in a molten metal storage furnace body having an internal volume of 30 m 3 and was discharged at intervals of 80 minutes. In the operation for 415 hours, the maximum erosion depth of the refractory trough was 45 mm.

第1表に記載のケースIIIは、転炉を用いた炭材懸濁大
量スラグ鉄浴式溶融還元法による比較例である。耐火物
ライニング後の内容積が310m3の320トン転炉に二次燃焼
用特殊多孔上吹ランス1本、底吹羽口4本、溶湯面より
約1.5m上方の位置に横吹羽口4本を配置した。種湯とし
て溶銑100トンを装入し、底吹羽口および横吹羽口が閉
塞しない程度の最小量のガスを流しつつ、炉頂部の装入
口から塊コークスを流し込み、上吹ランスから酸素ガス
を吹き込みながら、高炉滓の添加を続けた。約3時間経
過後、炉内スラグ量が約40トン、スラグ中の炭材量が約
10トン、溶湯温度が約1,450℃に達した後、コークスを
一般炭に切り換え、鉄鉱石の流し込みを開始して、溶融
還元を始めた。排ガスを予備還元流動層へ導出させ、鉄
鉱石を加熱部分還元させると、流し込む鉄鉱石の温度と
還元率とが次第に上昇した。約200時間経過後に定常状
態に達したので、100時間のテストを実施した。転炉の
内圧は1.7〜1.8気圧であった。なお、連続操業の形態と
して、定常溶融還元期を約2時間とし、上吹ガス量、横
吹ガス量、底吹ガス量と鉄系金属酸化物、炭材添加量と
を定常期の約2/3に落として、その間に炉腹部から出
滓し、その後に出湯する出湯滓期を繰り返した。
Case III shown in Table 1 is a comparative example by a carbonaceous material suspended mass slag iron bath smelting reduction method using a converter. A 320 ton converter with an internal volume of 310 m 3 after refractory lining, a special porous top blow lance for secondary combustion, 4 bottom blowers, 4 side blowers about 1.5 m above the surface of the molten metal. Was placed. 100 tons of hot metal was charged as the seed water, and while flowing the minimum amount of gas that did not block the bottom and side blower mouths, pour coke from the charging port at the top of the furnace and oxygen gas from the top blowing lance. The blast furnace slag addition was continued while blowing. After about 3 hours, the amount of slag in the furnace is about 40 tons, and the amount of carbonaceous material in the slag is about
After 10 tons of molten metal temperature reached about 1,450 ℃, the coke was switched to steam coal, the pouring of iron ore was started, and the smelting reduction was started. When the exhaust gas was led to the preliminary reduction fluidized bed and the iron ore was heated and partially reduced, the temperature and the reduction rate of the iron ore poured gradually increased. A steady state was reached after about 200 hours, so a 100-hour test was performed. The internal pressure of the converter was 1.7 to 1.8 atm. As a form of continuous operation, the steady smelting reduction period is set to about 2 hours, and the top blowing gas amount, the side blowing gas amount, the bottom blowing gas amount and the iron-based metal oxides and the carbonaceous material addition amount are set to about 2 / It was dropped to No. 3, and during this period, the molten metal was discharged from the furnace belly, and then the molten metal was discharged from the furnace.

なお、第1表に記載されたガス量・鉱石・石炭添加量・
スラグ重量・スラグ中の炭材量、二次燃焼率、着熱効率
は全テスト期間の平均値である。310時間にわたる操業
において、スラグ・溶湯境界面における耐火物の溶損厚
さは、120〜150mmであった。スラグに接する部分の耐火
物の溶損厚さは、170〜200mmであった。
The amount of gas, the amount of ore, and the amount of coal added in Table 1
The weight of slag, the amount of carbonaceous material in the slag, the secondary combustion rate, and the heat transfer efficiency are average values during the entire test period. After 310 hours of operation, the erosion thickness of the refractory at the slag / melt interface was 120-150 mm. The thickness of the refractory material in contact with the slag was 170 to 200 mm.

本発明のスラグ浴式溶融還元製造法におけるケースIお
よびIIと、従来法のケースIIIとを比較すると、本発明
は従来法に比べて、 (1)耐火物の溶損厚さが小さく、たとえ従来法でスラグ
のみに接する部位より上方を水冷構造化したとしても、
耐火物の面積を乗ずれば、耐火物の原単位が著しく小さ
くなっている。
Comparing Cases I and II in the slag bath smelting reduction manufacturing method of the present invention with Case III of the conventional method, the present invention is (1) Even if the water cooling structure above the part that contacts only the slag by the conventional method,
If you multiply by the area of refractory, the basic unit of refractory is significantly reduced.

(2)二次燃焼率が高く維持されるので、炭材および酸素
ガスの原単位が著しく低減される。
(2) Since the secondary combustion rate is maintained high, the unit consumption of carbonaceous materials and oxygen gas is significantly reduced.

以上のことが明白であり、所期の目的が達成されたこと
が判る。
The above is clear, and it can be seen that the intended purpose was achieved.

次に、本発明をスクラップ溶解に適用した結果を説明す
る。設備は溶融還元の場合と同様であるが、スクラップ
添加口17を装入口6とは独立して設けた。装置の立上
げ手順も同様であるが、スラグ総量が約120トン、スラ
グ中の炭材量が約10トン、スラグ温度が約1,500℃に達
したとき、コークスを一般炭に切り換えて投入し始め、
次いで、剪断屑をスクラップ添加口より連続的に投入し
た。炉内圧は常圧とし、排ガスは排ガスホルダーに導い
た。そして、生成された溶湯は30分間隔で出湯した。
Next, the results of applying the present invention to scrap melting will be described. The equipment is the same as in the case of smelting reduction, but the scrap addition port 17 is provided independently of the charging port 6. The procedure for starting up the equipment is similar, but when the total amount of slag is about 120 tons, the amount of carbonaceous material in the slag is about 10 tons, and the slag temperature reaches about 1,500 ° C, the coke is switched to steam coal and started to be charged. ,
Then, sheared scraps were continuously fed through the scrap addition port. The pressure inside the furnace was normal pressure, and the exhaust gas was led to the exhaust gas holder. Then, the generated molten metal was discharged at intervals of 30 minutes.

50タップすなわち25時間にわたるデータの平均値を第2
表のケースIVに示している。ケースVは転炉を用いた例
で、設備と立上げ作業手順はケースIIIとほぼ同様であ
る。ただし、炉内スラグ量が約40トン、スラグ中の炭材
量が約7トン、溶湯温度が1,500℃に達した後、中量屑
と軽量屑とを混ぜて一括装入した。約35分間、上吹き・
横吹き・底吹きと炭材の流し込みを続けた後、上吹きを
停止して倒炉で出湯、出滓を行い、次いで、スクラップ
を15分かけて装入し、以後、これらの作業を繰り返し
た。50タップすなわち42時間にわたるデータを第2表の
ケースVに示す。ケースIVとVとは、ともにスクラップ
中の酸化鉄が僅かであるため、スラグの酸化鉄含有量は
低く、その結果、スロッピングの防止に必要なスラグ中
の炭材割合は、溶融還元の場合よりも低かった。
2nd average value of data over 50 taps or 25 hours
Shown in Case IV of the table. Case V is an example using a converter, and the equipment and startup procedure are almost the same as in Case III. However, after the amount of slag in the furnace was about 40 tons, the amount of carbonaceous material in the slag was about 7 tons, and the molten metal temperature reached 1,500 ° C, medium-sized scraps and lightweight scraps were mixed and charged all at once. Top blowing for about 35 minutes
After continuing horizontal blowing / bottom blowing and pouring carbonaceous material, stop the top blowing, tap the hot water in the inversion furnace, tap the slag, and then charge the scrap for 15 minutes. It was The data over 50 taps or 42 hours is shown in Table 2, case V. In both cases IV and V, the iron oxide content in the slag is low because the iron oxide content in the scrap is small, and as a result, the carbonaceous material ratio in the slag required to prevent slopping is Was lower than

本発明のケースIVは、従来法のケースVに比べて二次燃
焼率が高く維持されている。その結果、炭材および酸素
ガスの原単位が低減される利点を有するのは明白であ
る。しかし、溶湯に含まれる炭素、燐、硫黄の量
(%)、排出されるスラグ中の酸化鉄含有量、炭材濃度
については、特に有利 な点が認められない。すなわち、本発明によるスクラッ
プ溶解専用の場合の利点は、溶融還元する場合に比べて
小さいことが判る。なお、鉄系金属酸化物を溶融還元す
る場合に比べて、スクラップを溶解する場合は、酸化鉄
の還元に要するエネルギーをほとんど必要としないの
で、炭材や酸素ガスの原単位が小さくなり、生産性が著
しく高められる。
In case IV of the present invention, the secondary combustion rate is maintained higher than in case V of the conventional method. As a result, it is clear that the carbonaceous material and the oxygen gas consumption rate are reduced. However, the amount of carbon, phosphorus, and sulfur contained in the molten metal (%), the iron oxide content in the discharged slag, and the carbonaceous material concentration are particularly advantageous. I can not recognize such a point. That is, it can be seen that the advantage in the case of scrap melting only according to the present invention is smaller than that in the case of smelting reduction. In addition, compared with melting reduction of iron-based metal oxides, melting scrap requires almost no energy required for reducing iron oxide, so the basic unit of carbonaceous material and oxygen gas becomes smaller, Sex is significantly enhanced.

生産性の上方弾力性が要求される場合、通常の転炉で炭
材を添加してスクラップ配合比を上げようとすれば、二
次燃焼率および着熱効率がともに本発明よりはるかに低
く、効率的でない。このような場合に本発明を利用し、
溶融還元を行いながらスクラップの溶解も同じ炉内で並
行して行えば、第1表に記載したケースIおよびIIと、
第2表に記載したケースIVとの中間のどのような生産性
の要求に対しても、高い熱効率で応えることができ、本
発明のスラグ浴溶融還元法の後工程としての転炉で、所
定の終点温度と成分に的中させるに必要な割合のスクラ
ップを使用することにすれば、トータルプロセスの熱効
率を著しく向上させることができる。
If higher elasticity of productivity is required, if a carbonaceous material is added in an ordinary converter to increase the scrap blending ratio, both the secondary combustion rate and the heat generation efficiency are much lower than those of the present invention. Not relevant. In such a case, the present invention is used,
If the melting of scraps is performed in parallel in the same furnace while performing smelting reduction, cases I and II described in Table 1
It is possible to meet with any productivity requirement in the middle of the case IV described in Table 2 with high thermal efficiency, and it is possible to obtain a predetermined value in a converter as a post-process of the slag bath smelting reduction method of the present invention. If the scrap is used in a ratio necessary to match the end point temperature and the components of the above, the thermal efficiency of the total process can be remarkably improved.

すなわち、本発明は、スラグ浴溶融還元を専用に実施す
る場合と、スラグ浴溶融還元に並行してスクラップを溶
解させる場合とにおいて、その効率が顕著である。
That is, the efficiency of the present invention is remarkable when the slag bath smelting reduction is carried out exclusively and when the scrap is melted in parallel with the slag bath smelting reduction.

【図面の簡単な説明】[Brief description of drawings]

第1図は本発明の鉄系合金溶湯のスラグ浴式溶融還元製
造装置の縦断面図、第2図は第1図のII−II線矢視断面
図、第3図は耐火物樋の位置が異なる場合の断面図、第
4図は異なる溶湯貯留炉体を備えたスラグ浴式溶融還元
製造装置の縦断面図、第5図は上下分割構造とされた溶
融還元炉体の断面図である。 1……溶融還元炉体、1A……スラグ浴式溶融還元部、
1B……脱鉄鎮静炭材分離出滓部、1D,2D,18D
……下部炉体、1U,2U,18U……上部炉体、1b
……低部、1e……天井部、2……溶湯貯留炉体、4,
22……スラグ、5……上吹ランス、6……装入口、7
……排ガス口、9……底吹羽口、10……横吹羽口、1
1……溶湯(鉄浴)、12……耐火物樋、13……隔
壁、14……吹込羽口、15……出滓口、16……出湯
口、17,21,23……スクラップ添加口、18……
溶湯貯留炉体、18a……底部、18b……天井部、1
9……底吹羽口、20……投入口。
FIG. 1 is a vertical sectional view of a slag bath type smelting reduction production apparatus for molten iron-based alloy of the present invention, FIG. 2 is a sectional view taken along the line II-II of FIG. 1, and FIG. 3 is a position of a refractory gutter. 4 is a longitudinal sectional view of a slag bath type smelting reduction production apparatus equipped with different molten metal storage furnace bodies, and FIG. 5 is a sectional view of a smelting reduction furnace body having a vertically divided structure. . 1 ... smelting reduction furnace body, 1A ... slag bath type smelting reduction section,
1B: Deferred iron calming carbon material separation slag section, 1D, 2D, 18D
...... Lower furnace body, 1U, 2U, 18U ...... Upper furnace body, 1b
...... Lower part, 1e ...... Ceiling part, 2 ...... Melted metal storage furnace body, 4,
22 …… Slug, 5 …… Kabuki lance, 6 …… Billing entrance, 7
...... Exhaust gas outlet, 9 ...... Bottom blower mouth, 10 ...... Side blower mouth, 1
1 ... Molten metal (iron bath), 12 ... Refractory gutter, 13 ... Bulkhead, 14 ... Blowing tuyere, 15 ... Slag spout, 16 ... Spout spout, 17, 21, 23 ... Scrap addition Mouth, 18 ...
Molten metal storage furnace body, 18a ... bottom, 18b ... ceiling, 1
9 ... Bottom blower mouth, 20 ... Input port.

Claims (11)

【特許請求の範囲】[Claims] 【請求項1】横断面が略矩形に形成されて長手方向へ延
びる水冷壁を有した気密構造の溶融還元炉体、および、
その一方端に配置された溶湯貯留炉体を備える溶融還元
製造装置であって、 前記溶融還元炉体は、その天井部または側上部に排ガス
口を有して、スラグ浴式溶融還元部と脱鉄鎮静炭材分離
出滓部とに画成され、 上記スラグ浴式溶融還元部においては、泡立ちスラグ浴
に懸濁させた固体炭素質によりスラグ中の鉄系酸化物を
溶融還元するため、炉体の天井部に、酸素ガスまたは酸
素含有ガスを吹き込む上吹ランスと、鉄系金属酸化物、
炭材および石灰石などを流し込む装入口とが設けられ、 その炉体の側壁には、粉状金属酸化物、粉状炭材、ダス
トなどを吹き込む横吹羽口が備えられ、 その炉体の底部には、スラグ浴へ酸素ガス、窒素ガスま
たは不活性ガスなどを吹き込む底吹羽口が備えられると
共に、その最底部には、溶融還元により生成された溶湯
を流過させるため、前記溶湯貯留炉体に向けて長手方向
へ傾斜した耐火物樋が形成され、 上記炉体内の他方端には、泡立ちスラグを鎮静化させる
ために、スラグ浴式溶融還元部のスラグが越流できかつ
底部が上記耐火物樋に連通する隔壁で、仕切られた前記
脱鉄鎮静炭材分離出滓部が設けられ、 この脱鉄鎮静炭材分離出滓部の側壁には、炭材とキャリ
アガスもしくは酸素ガスと冷却ガスを横吹きする吹込羽
口と、この吹込羽口の下部に設けられて鎮静化されたス
ラグを排出する出滓口とが設けられ、 前記溶湯貯留炉体には、上記耐火物樋から流下する溶湯
を貯留すると共に、その貯留された溶湯を取り出す出湯
口が備えられていることを特徴とする鉄系合金溶湯のス
ラグ浴式溶融還元製造装置。
1. A smelting reduction furnace body having an airtight structure having a substantially rectangular cross section and having a water cooling wall extending in the longitudinal direction, and
A smelting reduction manufacturing apparatus comprising a molten metal storage furnace body arranged at one end thereof, wherein the smelting reduction furnace body has an exhaust gas port at a ceiling portion or an upper side portion thereof, and a slag bath type smelting reduction unit and The slag bath type smelting reduction unit is defined as an iron calming carbonaceous material separation slag unit, and in order to smelt and reduce the iron-based oxide in the slag by the solid carbonaceous material suspended in the foaming slag bath, the furnace is used. On the ceiling of the body, top blowing lance for blowing oxygen gas or oxygen-containing gas, iron-based metal oxide,
A charging port for pouring carbonaceous materials and limestone, etc. is provided, and the side wall of the furnace body is provided with a horizontal blowhole for blowing powdered metal oxide, powdered carbonaceous material, dust, etc., and at the bottom of the furnace body. Is equipped with a bottom blower port for blowing oxygen gas, nitrogen gas, or an inert gas into the slag bath, and the molten metal produced by the smelting reduction is passed through at the bottom of the blower port. A refractory gutter that is inclined in the longitudinal direction is formed toward the slag, and at the other end of the furnace body, the slag of the slag bath type smelting reduction part can overflow and the bottom part is the refractory A partition wall that communicates with the gutter is provided with the separated deferred calming and calcining carbon material separating and slag section, and the side wall of the deferring and calming carbon material separating and slag section has carbon material and carrier gas or oxygen gas and cooling. Blow tuyere that blows gas sideways and this blow A slag outlet is provided at the bottom of the tuyere to discharge the calmed slag, and the molten metal storage furnace body stores the molten metal flowing down from the refractory trough, and the stored molten metal. A slag bath type smelting reduction production apparatus for molten iron-based alloys, characterized in that it is provided with a tap opening for taking out.
【請求項2】上記溶融還元炉体の天井部には、鉄系金属
酸化物を流し込む装入口とは別に、鉄系スクラップを投
入するスクラップ添加口が設けられていることを特徴と
する請求項1に記載の鉄系合金溶湯のスラグ浴式溶融還
元製造装置。
2. A scrap addition port for introducing iron-based scrap is provided in the ceiling portion of the smelting reduction furnace body, in addition to a charging port for introducing iron-based metal oxide. 1. A slag bath-type smelting reduction production apparatus for molten iron-based alloy according to 1.
【請求項3】前記溶湯貯留炉体の底部には、鉄浴に酸素
ガスを吹き込む底吹羽口が形成され、天井部には石灰石
などの脱硫材を供給する投入口が設けられていることを
特徴とする請求項1に記載の鉄系合金溶湯のスラグ浴式
溶融還元製造装置。
3. The bottom of the molten metal storage furnace body is provided with a bottom blower port for blowing oxygen gas into an iron bath, and the ceiling part is provided with an input port for supplying desulfurizing material such as limestone. The slag bath type smelting reduction manufacturing apparatus for molten iron-based alloy according to claim 1.
【請求項4】上記溶湯貯留炉体の天井部には、脱硫材を
供給する投入口とは別に、鉄系スクラップを投入するス
クラップ添加口が設けられていることを特徴とする請求
項3に記載の鉄系合金溶湯のスラグ浴式溶融還元製造装
置。
4. A scrap addition port for introducing iron-based scrap is provided in the ceiling of the molten metal storage furnace body in addition to a supply port for supplying desulfurization material. A slag bath type smelting reduction production apparatus for the molten iron-based alloy described.
【請求項5】上記溶融還元炉体は、耐火物樋を含む下部
炉体と、泡立ちスラグ浴およびガスに接する上部炉体と
に、分割できる構造となっていることを特徴とする請求
項1ないし請求項4のいずれかに記載の鉄系合金溶湯の
スラグ浴式溶融還元製造装置。
5. The smelting reduction furnace body has a structure that can be divided into a lower furnace body containing a refractory gutter and an upper furnace body in contact with a foaming slag bath and gas. A slag bath-type smelting reduction production apparatus for molten iron-based alloy according to claim 4.
【請求項6】上記溶湯貯留炉体は、鉄浴に接する下部炉
体と、鉄浴に接しない上部炉体とに、分割できる構造と
なっていることを特徴とする請求項1ないし請求項4の
いずれかに記載の鉄系合金溶湯のスラグ浴式溶融還元製
造装置。
6. The molten metal storage furnace body has a structure capable of being divided into a lower furnace body which is in contact with the iron bath and an upper furnace body which is not in contact with the iron bath. 4. A slag bath-type smelting reduction production apparatus for molten iron-based alloy according to any one of 4 above.
【請求項7】横断面が略矩形に形成されて長手方向へ延
びる密閉された溶融還元炉体に、鉄系金属酸化物、炭材
および石灰石などを流し込み、 上記炉体のスラグ浴式溶融還元部内に発生した泡立ちス
ラグ浴に、酸素ガスまたは酸素含有ガスを吹き込み、 上記泡立ちスラグ浴中に流し込まれた鉄系金属酸化物が
溶融還元された溶湯を、溶融還元炉体の一方端に接続さ
れた溶湯貯留炉体で貯留し、その溶湯を間歇的に出湯す
る一方、 上記溶融還元炉体の他方端に形成された脱鉄鎮静炭材分
離出滓部を形成するために仕切る隔壁を越流した泡立ち
スラグを、横吹きされる炭材とキャリアガスもしくは酸
素ガスと冷却ガスによる攪拌で溶融還元を促進した後鎮
静化させ、 その鎮静化されたスラグを排出することを特徴とする鉄
系合金溶湯のスラグ浴式溶融還元製造法。
7. A slag-bath type smelting reduction of the furnace body by pouring iron-based metal oxides, carbonaceous materials, limestone, etc. into a closed smelting reduction furnace body having a substantially rectangular cross section and extending in the longitudinal direction. Oxygen gas or oxygen-containing gas was blown into the bubbling slag bath generated in the section, and the molten metal in which the iron-based metal oxide poured into the bubbling slag bath was melt-reduced was connected to one end of the melting reduction furnace body. The molten metal is stored in the molten metal storage furnace body, and the molten metal is intermittently discharged, while the partition wall for overflowing the partition for forming the deferred calming carbonaceous material separation sludge formed at the other end of the smelting reduction furnace body is overflowed. The iron-based alloy is characterized in that the foamed slag that has been blown is agitated by a carbon material and carrier gas or oxygen gas and a cooling gas that are blown sideways to promote smelting reduction and then calmed, and the calmed slag is discharged. Molten metal slag bath Smelting reduction manufacturing method.
【請求項8】上記溶融還元炉体内へ、鉄系金属酸化物に
加えてクロム酸化物もしくはマンガン酸化物を流し込む
ことを特徴とする請求項7に記載の鉄系合金溶湯のスラ
グ浴式溶融還元製造法。
8. A slag bath type smelting reduction of an iron-based alloy melt according to claim 7, wherein chromium oxide or manganese oxide is poured into the smelting reduction furnace in addition to the iron-based metal oxide. Manufacturing method.
【請求項9】上記溶融還元炉体内へ、鉄系金属酸化物を
流し込む一方、鉄系スクラップを投入することを特徴と
する請求項7に記載の鉄系合金溶湯のスラグ浴式溶融還
元製造法。
9. The slag bath type smelting reduction production method for molten iron-based alloy according to claim 7, wherein iron-based metal oxide is poured into the smelting-reduction furnace while iron-based scrap is introduced. .
【請求項10】上記溶湯貯留炉体内へ脱硫材を供給し、鉄
浴に酸素ガスを吹き込むことを特徴とする請求項7に記
載の鉄系合金溶湯のスラグ浴式溶融還元製造法。
10. The slag bath type melt reduction production method for molten iron-based alloy according to claim 7, wherein desulfurization material is supplied into the molten metal storage furnace body and oxygen gas is blown into the iron bath.
【請求項11】上記溶湯貯留炉体内へ脱硫材を供給する一
方、鉄系スクラップを投入することを特徴とする請求項
10に記載の鉄系合金溶湯のスラグ浴式溶融還元製造法。
11. The method for supplying a desulfurizing material into the molten metal storage furnace body while charging an iron-based scrap.
11. A slag bath smelting reduction production method for molten iron-based alloy as set forth in item 10.
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