JPS61199009A - 溶融還元製鉄法 - Google Patents
溶融還元製鉄法Info
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- JPS61199009A JPS61199009A JP3931685A JP3931685A JPS61199009A JP S61199009 A JPS61199009 A JP S61199009A JP 3931685 A JP3931685 A JP 3931685A JP 3931685 A JP3931685 A JP 3931685A JP S61199009 A JPS61199009 A JP S61199009A
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- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
- C21C5/28—Manufacture of steel in the converter
- C21C5/30—Regulating or controlling the blowing
- C21C5/35—Blowing from above and through the bath
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- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/14—Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces
- C21B13/143—Injection of partially reduced ore into a molten bath
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
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- C21C5/28—Manufacture of steel in the converter
- C21C5/42—Constructional features of converters
- C21C5/46—Details or accessories
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Abstract
(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。
め要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
［産業上の利用分野］
この発明は、予備還元された鉄鉱石を石炭及び石灰とと
もに精錬炉内の溶銑中に吹き込み、底部羽口又は上部の
ランス及び底部羽口から酸素ガスを吹き込んで溶銑を得
る溶融還元製鉄法に関する。
もに精錬炉内の溶銑中に吹き込み、底部羽口又は上部の
ランス及び底部羽口から酸素ガスを吹き込んで溶銑を得
る溶融還元製鉄法に関する。
［従来の技′＃ｌ］
溶融還元製鉄法は、高炉製銑法に代るものであり、高炉
製銑法においては高炉の建設費が高く、広大な敷地が必
要であるという高炉製銑法の欠点を解消すべく、近年に
至り開発されたものである。
製銑法においては高炉の建設費が高く、広大な敷地が必
要であるという高炉製銑法の欠点を解消すべく、近年に
至り開発されたものである。
この溶融還元製鉄法においては、精錬炉内の溶銑中に、
炉底に設けた羽口から予備還元した鉱石並びに粉末上の
石炭、及び石灰を吹き込み、更に別の羽口から酸素ガス
を溶銑中に吹き込むか、又は同時に炉頭部から炉内に挿
入されたランスを介して溶銑にＨ′ｓガスを吹き付ける
。そうすると、石炭が溶銑中に溶解するとともに、石炭
の炭素が酸素ガスによって酸化される。そして、この酸
化熱によって鉱石が溶融するとともに、鉱石が石炭中の
炭素によって還元される。溶銑から発生するＣＯガスは
ランスから吹き付けられる酸素ガスにより２次燃焼され
てＣＯ２ガスになる。このＣＯ２ガスの顕熱は、溶銑上
を覆っているフォーミング状のスラグに伝達され、次い
で、溶銑に戻される。
炉底に設けた羽口から予備還元した鉱石並びに粉末上の
石炭、及び石灰を吹き込み、更に別の羽口から酸素ガス
を溶銑中に吹き込むか、又は同時に炉頭部から炉内に挿
入されたランスを介して溶銑にＨ′ｓガスを吹き付ける
。そうすると、石炭が溶銑中に溶解するとともに、石炭
の炭素が酸素ガスによって酸化される。そして、この酸
化熱によって鉱石が溶融するとともに、鉱石が石炭中の
炭素によって還元される。溶銑から発生するＣＯガスは
ランスから吹き付けられる酸素ガスにより２次燃焼され
てＣＯ２ガスになる。このＣＯ２ガスの顕熱は、溶銑上
を覆っているフォーミング状のスラグに伝達され、次い
で、溶銑に戻される。
（この発明が解決しようとする問題点１しかし、この従
来の溶融還元製鉄法においては、２次燃焼により生成し
た高温のＣＯ２ガスの顕然がスラグに十分に伝達されず
、また、スラブに伝達されたガス顕熱も十分に溶銑に戻
されているとはいえない。このような理由から、ＣＯ２
ガスの顕熱が溶銑に伝達される効率が低く、炉内の還元
反応の進行上好ましくない。また、高温の排ガスがか外
に排出され、炉口部のライニング耐火物の消耗が激しい
とともに、熱エネルギの損失が大きいという問題点があ
る。
来の溶融還元製鉄法においては、２次燃焼により生成し
た高温のＣＯ２ガスの顕然がスラグに十分に伝達されず
、また、スラブに伝達されたガス顕熱も十分に溶銑に戻
されているとはいえない。このような理由から、ＣＯ２
ガスの顕熱が溶銑に伝達される効率が低く、炉内の還元
反応の進行上好ましくない。また、高温の排ガスがか外
に排出され、炉口部のライニング耐火物の消耗が激しい
とともに、熱エネルギの損失が大きいという問題点があ
る。
［問題点を解決するための手段］
この発明は、精錬炉内の熱エネルギを有効に利用して、
熱エネルギの損失が極めて低い状態で鉄鉱石を還元精錬
することができる溶融還元製鉄法を提供することを目的
とする。
熱エネルギの損失が極めて低い状態で鉄鉱石を還元精錬
することができる溶融還元製鉄法を提供することを目的
とする。
この発明に係る溶融還元製鉄法は、精錬炉内の溶銑中に
その炉下部に設けた羽口から鉱石、石炭及び石灰を吹き
込み、酸素ガスを溶銑に向けて吹き込んで鉱石を還元精
錬する溶融還元製鉄法において、この；７元精錬の期間
中の適宜期間、炉内に装入する鉱石のうち、下記（１）
式にて現わされる１重量％以上の吊を１粒径ｄがｄｏ＃
以上の粒状体の状態で溶銑に向けて落下させることを特
徴とする。
その炉下部に設けた羽口から鉱石、石炭及び石灰を吹き
込み、酸素ガスを溶銑に向けて吹き込んで鉱石を還元精
錬する溶融還元製鉄法において、この；７元精錬の期間
中の適宜期間、炉内に装入する鉱石のうち、下記（１）
式にて現わされる１重量％以上の吊を１粒径ｄがｄｏ＃
以上の粒状体の状態で溶銑に向けて落下させることを特
徴とする。
Ｐ＝１．５ｄ２ ＋２．５ｄ＋２ ・・・（１）ｄ
ｏ ＝４．０／７ −（２）但し、γは
鉱石の比重１１（ｔ−ン、／＠３）である。
ｏ ＝４．０／７ −（２）但し、γは
鉱石の比重１１（ｔ−ン、／＠３）である。
なお、この粒状体としては、予Ｉ！還元したベレット又
は塊鉱があるが、必ずしも球状をなしていないことは勿
論である。
は塊鉱があるが、必ずしも球状をなしていないことは勿
論である。
［実施例］
以下、この発明について具体的に説明する。第１図は、
この発明の実施に使用される精錬炉１が示されている。
この発明の実施に使用される精錬炉１が示されている。
この精錬炉１は、上吹転炉とほぼ同様の構造を有してい
るが、炉底に羽口３．４が設けられていて炉底から鉄鉱
石及びガスなどを炉内に吹き込むことができる点が上吹
転炉と異なる。
るが、炉底に羽口３．４が設けられていて炉底から鉄鉱
石及びガスなどを炉内に吹き込むことができる点が上吹
転炉と異なる。
この精錬炉１の炉体２は、その炉頂が開口しており、炉
底には、多数の羽口３．４が設置されている。羽口３，
４は、炉底の中心を中心とする４個の同心円上に夫々複
数個配設されている。羽口３からは、粉末状の鉄鉱石、
石炭及び石灰が、プロセスガスをキャリアガスとして炉
内に供給される。
底には、多数の羽口３．４が設置されている。羽口３，
４は、炉底の中心を中心とする４個の同心円上に夫々複
数個配設されている。羽口３からは、粉末状の鉄鉱石、
石炭及び石灰が、プロセスガスをキャリアガスとして炉
内に供給される。
この鉄鉱石は、還元炉において、予備還元されている。
また、プロセスガスは、工場内にて生成するガスである
が、精錬炉１にて排出されるガス及び還元炉における排
ガスなどを使用することができる。一方、羽口４からは
、酸素ガスが炉内に供給される。炉体２の上部には、操
業終了時に炉内の溶湯を排出するための出湯口５が設け
られており、下部には溶銑を比肩するための出銑口６が
設けられている。出銑口６からは、バルブ７を開にする
ことにより、溶銑が出湯され、出湯口５からは、炉体２
を傾動することにより、溶湯が排出される。
が、精錬炉１にて排出されるガス及び還元炉における排
ガスなどを使用することができる。一方、羽口４からは
、酸素ガスが炉内に供給される。炉体２の上部には、操
業終了時に炉内の溶湯を排出するための出湯口５が設け
られており、下部には溶銑を比肩するための出銑口６が
設けられている。出銑口６からは、バルブ７を開にする
ことにより、溶銑が出湯され、出湯口５からは、炉体２
を傾動することにより、溶湯が排出される。
炉内の溶銑１０上には、フォーミング状のスラグ１１が
存在し、このスラグ１１における溶銑１０の近傍の領域
には２次燃焼帯１２が形成される。
存在し、このスラグ１１における溶銑１０の近傍の領域
には２次燃焼帯１２が形成される。
炉体２の内径は、例えば、７ｍであり、炉内には、約５
００トンの溶銑が挿入され、溶銑１トン当り２５０ Ｋ
ｇのスラグが形成される。炉体２の中央には、周囲を耐
火物で被覆したランス８がその長手方向を鉛直にしその
下部をスラグ１１内に浸漬させて挿入されている。この
ランス８には、酸素ガスが供給され、その下端の吐出口
から酸素ガスが溶銑１０に向けて吐出される。
００トンの溶銑が挿入され、溶銑１トン当り２５０ Ｋ
ｇのスラグが形成される。炉体２の中央には、周囲を耐
火物で被覆したランス８がその長手方向を鉛直にしその
下部をスラグ１１内に浸漬させて挿入されている。この
ランス８には、酸素ガスが供給され、その下端の吐出口
から酸素ガスが溶銑１０に向けて吐出される。
このように構成される装置を使用して、鉱石を溶融還元
する場合は、先ず、種湯として、溶銑を約３００トン精
錬炉１内に挿入する。次いで、羽口４を介して酸素ガス
を６００００乃至７０００ＱＮｍ３．／時の流聞で炉内
に供給し、溶銑１０内に酸素ガスを吹き込む。また、ラ
ンス８を介して酸素ガスを約４８０００ Ｎ ｍ ３／
時の速度で溶銑に向けて噴出させる。そして、粉状の生
石灰及び石炭を夫々１時間当り２３．４トン及び１６５
トンの速度で、プロセスガスをキャリアガスとして羽口
３を介して溶銑１０に吹き込む。この粉状の生石灰及び
石炭の供給と同時に、還元炉にて予ｔｉ還元され、粒径
が０．５８淑下になるように破砕された鉄鉱石を、プロ
セスガスをキャリアカスとして羽口３を介して溶銑１０
内に吹き込む。一方、炉体２の炉頂からは、ベレント状
又は塊鉱状の予備還元鉄鉱石を炉内に投入する。
する場合は、先ず、種湯として、溶銑を約３００トン精
錬炉１内に挿入する。次いで、羽口４を介して酸素ガス
を６００００乃至７０００ＱＮｍ３．／時の流聞で炉内
に供給し、溶銑１０内に酸素ガスを吹き込む。また、ラ
ンス８を介して酸素ガスを約４８０００ Ｎ ｍ ３／
時の速度で溶銑に向けて噴出させる。そして、粉状の生
石灰及び石炭を夫々１時間当り２３．４トン及び１６５
トンの速度で、プロセスガスをキャリアガスとして羽口
３を介して溶銑１０に吹き込む。この粉状の生石灰及び
石炭の供給と同時に、還元炉にて予ｔｉ還元され、粒径
が０．５８淑下になるように破砕された鉄鉱石を、プロ
セスガスをキャリアカスとして羽口３を介して溶銑１０
内に吹き込む。一方、炉体２の炉頂からは、ベレント状
又は塊鉱状の予備還元鉄鉱石を炉内に投入する。
そうすると、石炭は溶銑１０内に溶解し、酸素ガスによ
って酸化され、ＣＯガスが発生する。鉄鉱石は溶解した
炭素によって還元され、溶銑１０の量がしだいに増大す
るとともにＣＯガスが発生する。
って酸化され、ＣＯガスが発生する。鉄鉱石は溶解した
炭素によって還元され、溶銑１０の量がしだいに増大す
るとともにＣＯガスが発生する。
このようにして発生したＣＯガスはランス８から吹き込
まれている酸素ガスによって２次燃焼され、ＣＯ２ガス
が発生する。このＣＯ２ガスは橿めて大きな顕熱を有し
ており、このＣＯ２ガスが溶銑上のフォーミング状スラ
グを通過して上昇する間に、その顕熱が鉄粒及びスラグ
粒に伝達される。
まれている酸素ガスによって２次燃焼され、ＣＯ２ガス
が発生する。このＣＯ２ガスは橿めて大きな顕熱を有し
ており、このＣＯ２ガスが溶銑上のフォーミング状スラ
グを通過して上昇する間に、その顕熱が鉄粒及びスラグ
粒に伝達される。
このような鉄粒及びスラグ粒は対流していてこれらが溶
銑１０に戻ることにより、ＣＯ２ガスの顕熱が溶銑１０
に返還される。また、炉頂からは、ベレット状又は塊鉱
状の鉄鉱石が投入され、この粒状体は炉内を落下してく
る。この粒状体は、炉内を落下する間に、炉底から上昇
する高温のガス（ＣＯ２及びＣＯガス）の熱交換を受け
、ガスの熱が粒状体に伝達される。このようにして加熱
された粒状体は、溶銑１０内に落下し、溶融する。従っ
て、従来、ガスの保有熱として炉外に排出されていた熱
エネルギの一部が、炉内に装入される鉄鉱石の予熱に使
用され、炉内に返還される。
銑１０に戻ることにより、ＣＯ２ガスの顕熱が溶銑１０
に返還される。また、炉頂からは、ベレット状又は塊鉱
状の鉄鉱石が投入され、この粒状体は炉内を落下してく
る。この粒状体は、炉内を落下する間に、炉底から上昇
する高温のガス（ＣＯ２及びＣＯガス）の熱交換を受け
、ガスの熱が粒状体に伝達される。このようにして加熱
された粒状体は、溶銑１０内に落下し、溶融する。従っ
て、従来、ガスの保有熱として炉外に排出されていた熱
エネルギの一部が、炉内に装入される鉄鉱石の予熱に使
用され、炉内に返還される。
このようにして、鉄鉱石を精錬することにより、精錬炉
１内の溶銑１０は１時間で約５００トンに増加する。そ
うすると、酸素ガス及び鉄鉱石等の吹き込みを停止し、
溶銑の鎮静化が終了した後、バルブ７を開にして、出銑
口６から溶銑を約２００トン出銑する。この出銑が終了
した後、酸素ガス及び鉄鉱石の吹き込みを再開し、精錬
を再度開始する。このような操作を繰返し、例えば、２
００時間に回り鉄鉱石を連続精錬する。精錬終了後、炉
体２を傾動させて、出湯口５から残存している溶銑１０
を排出する。
１内の溶銑１０は１時間で約５００トンに増加する。そ
うすると、酸素ガス及び鉄鉱石等の吹き込みを停止し、
溶銑の鎮静化が終了した後、バルブ７を開にして、出銑
口６から溶銑を約２００トン出銑する。この出銑が終了
した後、酸素ガス及び鉄鉱石の吹き込みを再開し、精錬
を再度開始する。このような操作を繰返し、例えば、２
００時間に回り鉄鉱石を連続精錬する。精錬終了後、炉
体２を傾動させて、出湯口５から残存している溶銑１０
を排出する。
この発明においては、炉内に装入する鉱石のうち、炉頂
部から投入して炉内を落下させる分は、下記（１）式に
て現わされる９重量％以上の量であり、この粒状体の粒
径ｄｊま下記（２）式にて現わされるｄｏｊｌ！以上の
大きさに設定する。
部から投入して炉内を落下させる分は、下記（１）式に
て現わされる９重量％以上の量であり、この粒状体の粒
径ｄｊま下記（２）式にて現わされるｄｏｊｌ！以上の
大きさに設定する。
Ｐ−１，５ｄ” ＋２．５ｄ＋２ ・・・（１）ｄ
、−４，０／γ ・・・（２）但し、γ
は鉱石の比重！ｌ（トン／ａ＋３）である。
、−４，０／γ ・・・（２）但し、γ
は鉱石の比重！ｌ（トン／ａ＋３）である。
第２図は横軸にペレットの比重量をとり、縦軸にペレッ
トの粒径をとって、ペレットの飛散に及ぼす粒径及び比
重量の影響を示すグラフである。
トの粒径をとって、ペレットの飛散に及ぼす粒径及び比
重量の影響を示すグラフである。
図中、曲線にて示す関係は上記（２）式により現わされ
る。炉頂部におけるガスの濃度は１８００℃、流速は２
０ｍ／秒である。元来、粒子径はその落下速度及び予熱
温度から規定されるべきであるが、例えば、落下速度は
発生ガス山、ガス温度及び炉断面績から決まるガス流速
及びガス密度により定まる。しかし、炉の形状（炉断面
績）が変化すると流速が変化するために、落下速度を汎
用的な値として定め難い。また、予熱温度も粒子の落下
時間又は落下速度に依存するために、汎用的な値として
定め難い。しかしなから、上記第２図の操業条件は実用
的には平均的な値として把握されるから、この第２図を
基にして粒子径を規定しても差支えないと考えられる。
る。炉頂部におけるガスの濃度は１８００℃、流速は２
０ｍ／秒である。元来、粒子径はその落下速度及び予熱
温度から規定されるべきであるが、例えば、落下速度は
発生ガス山、ガス温度及び炉断面績から決まるガス流速
及びガス密度により定まる。しかし、炉の形状（炉断面
績）が変化すると流速が変化するために、落下速度を汎
用的な値として定め難い。また、予熱温度も粒子の落下
時間又は落下速度に依存するために、汎用的な値として
定め難い。しかしなから、上記第２図の操業条件は実用
的には平均的な値として把握されるから、この第２図を
基にして粒子径を規定しても差支えないと考えられる。
ところで、粒子の比重量は約４０００乃至７０００ ｋ
ｖ／＋ｎ３であるから、第２図かられかるように、粒径
ｄが上記（２）式で現わされるｄ、より小さいと、炉内
を落下するほとんどの粒状体が上昇ガスにより吹き飛ば
されてしまう。従って、この発明においては粒径ｄはｄ
ｏｓ＋以上に設定する。
ｖ／＋ｎ３であるから、第２図かられかるように、粒径
ｄが上記（２）式で現わされるｄ、より小さいと、炉内
を落下するほとんどの粒状体が上昇ガスにより吹き飛ば
されてしまう。従って、この発明においては粒径ｄはｄ
ｏｓ＋以上に設定する。
また、ペレットの粒径が大きくなると、高温のガスから
粒状体に対する伝熱の表面伝熱係数が小さくなり、熱交
換の速度が遅くなるのに加え、吹き上げてくる２次燃焼
ガスによる抗力では浮遊力が不足し、落下速度が速くな
って熱交換のための時間が短くなる。このため、粒状体
の粒径は小さい方がよい。第３図は、横軸に粒径をとり
、縦軸に予熱温度をとって、熱交換効率に及ぼす粒径の
影響を示すグラフ図である。このペレットの投入高さは
２０ｍ１炉頂部のガス温度は１８００℃、ガス流速は２
０ｒｒｔ／秒である。図中、３曲線は比重量が図中に示
す値である場合の予熱温度と比重ωとの関係を示す。こ
の図から明らかなように、粒径が５Ｍを超えると、予熱
温度、即ち、高温のガスにより粒状体が加熱される温度
が２００℃以−Ｆと低く、鉄鉱石の粒状体の落下投入に
よる効果が得られない。このため、粒状体の粒径は５Ｍ
以下に設定するのが好ましい。
粒状体に対する伝熱の表面伝熱係数が小さくなり、熱交
換の速度が遅くなるのに加え、吹き上げてくる２次燃焼
ガスによる抗力では浮遊力が不足し、落下速度が速くな
って熱交換のための時間が短くなる。このため、粒状体
の粒径は小さい方がよい。第３図は、横軸に粒径をとり
、縦軸に予熱温度をとって、熱交換効率に及ぼす粒径の
影響を示すグラフ図である。このペレットの投入高さは
２０ｍ１炉頂部のガス温度は１８００℃、ガス流速は２
０ｒｒｔ／秒である。図中、３曲線は比重量が図中に示
す値である場合の予熱温度と比重ωとの関係を示す。こ
の図から明らかなように、粒径が５Ｍを超えると、予熱
温度、即ち、高温のガスにより粒状体が加熱される温度
が２００℃以−Ｆと低く、鉄鉱石の粒状体の落下投入に
よる効果が得られない。このため、粒状体の粒径は５Ｍ
以下に設定するのが好ましい。
第４図は、図中に示す粒径ｄにつき、その比重量と予熱
温度との関係を示すグラフ図である。この図かられかる
ように、粒径ｄが小さい場合を除いて、比重量の相違に
よる予熱４度の変化は少ない。従って、粒状体の比重量
と、粒状体の加熱効果との関連は少ない。
温度との関係を示すグラフ図である。この図かられかる
ように、粒径ｄが小さい場合を除いて、比重量の相違に
よる予熱４度の変化は少ない。従って、粒状体の比重量
と、粒状体の加熱効果との関連は少ない。
粒状体の投入高さが高い程熱交換時間が長いので、投入
高さは炉体内の可及的に高い位置が好ましい。しかし、
落下途中でダクト又は他の構造物に衝突すると、鉄鉱石
が粉砕され細かくなって飛散してしまうこと、及びその
衝突箇所が損傷されること等の不都合があるため、直接
溶銑中に落下させることができる高さである必要がある
。このため、実際上、約２０ｍの高さから粒状体を投入
するのが好都合である。
高さは炉体内の可及的に高い位置が好ましい。しかし、
落下途中でダクト又は他の構造物に衝突すると、鉄鉱石
が粉砕され細かくなって飛散してしまうこと、及びその
衝突箇所が損傷されること等の不都合があるため、直接
溶銑中に落下させることができる高さである必要がある
。このため、実際上、約２０ｍの高さから粒状体を投入
するのが好都合である。
炉内に装入する鉄鉱石のうち、杓状体として羽口から供
給するものでなく、粒状体として炉内に投入落下させる
ものの割合い（重量％）は、精錬炉１からガスの保有熱
として排出される熱エネルギを可及的に少なくするとい
う観点からは、高いほうが好ましい。また、投入量が少
ない状態で、操業上の要因等から投入量が変化すると、
炉内の熱負荷量が大きく変化し、操業を不安定にする。
給するものでなく、粒状体として炉内に投入落下させる
ものの割合い（重量％）は、精錬炉１からガスの保有熱
として排出される熱エネルギを可及的に少なくするとい
う観点からは、高いほうが好ましい。また、投入量が少
ない状態で、操業上の要因等から投入量が変化すると、
炉内の熱負荷量が大きく変化し、操業を不安定にする。
これらの理由から、投入すべき粒状体の割合いは高い方
が好ましい。第５図は、横軸に粒径ｄをとり、縦軸に投
入粒状体の割合いく重量％）をとって、着熱効率を１０
％上昇させるために必要な粒状体の割合いと、粒径との
関係とを示すグラフ図である。この場合の鉄鉱石の予備
還元率、つまり、予備還元炉にて予め鉱石を還元した割
合いは７０％である。着熱効率は、ガスの顕熱が溶銑に
伝達される割合い（％）である。図中、曲線は着熱効率
が１０％上昇した場合の粒状体の割合いを粒径との関係
で図示したものである。この曲線は、前記く１）式にて
粒径ｄの関数として現わされる。
が好ましい。第５図は、横軸に粒径ｄをとり、縦軸に投
入粒状体の割合いく重量％）をとって、着熱効率を１０
％上昇させるために必要な粒状体の割合いと、粒径との
関係とを示すグラフ図である。この場合の鉄鉱石の予備
還元率、つまり、予備還元炉にて予め鉱石を還元した割
合いは７０％である。着熱効率は、ガスの顕熱が溶銑に
伝達される割合い（％）である。図中、曲線は着熱効率
が１０％上昇した場合の粒状体の割合いを粒径との関係
で図示したものである。この曲線は、前記く１）式にて
粒径ｄの関数として現わされる。
ところで、１時間当り２００ｔンの溶銑製造プロセスに
おいて、ランス吹きによるＣＯＯ２０２次燃焼口は精錬
炉で発生するガスの６％に相当する。
おいて、ランス吹きによるＣＯＯ２０２次燃焼口は精錬
炉で発生するガスの６％に相当する。
この場合に、着熱効率が０％であると、炉頂ガスの温度
が２０５３℃に達する。このような高温であると、炉上
部の耐火物の損耗が著しくなるため、少なくとも炉頂部
におけるガス温度は２０００℃以下にする必要がある。
が２０５３℃に達する。このような高温であると、炉上
部の耐火物の損耗が著しくなるため、少なくとも炉頂部
におけるガス温度は２０００℃以下にする必要がある。
この条件を満足させるためには、着熱効率を少なくとも
１０％以上にすることが必要である。一方、１０％以上
の着熱効率を得るためには、前述の如く、粒状体の割合
いを粒径ｄの関数としてＰ％以上にする必要がある。
１０％以上にすることが必要である。一方、１０％以上
の着熱効率を得るためには、前述の如く、粒状体の割合
いを粒径ｄの関数としてＰ％以上にする必要がある。
このような理由から炉内に装入する鉄鉱石のうち、炉内
に落下投入すべき粒状体の割合いはＰ％以上に設定する
。
に落下投入すべき粒状体の割合いはＰ％以上に設定する
。
［発明の効果］
この発明によれば、溶融還元炉内に装入する鉄鉱石のう
ち、粒径との関係で決まる所定８以上の部分を、粒径６
ｍ以上の粒状体として炉内に投入し、炉内を落下させる
ので、従来炉外に排出されていたガスの顕熱の一部が粒
状体の予熱に使用され、炉内の溶銑に返還される。従っ
て、この発明によれば、溶融還元の着熱効率が１０％以
上向上し、熱エネルギを有効に利用することができる。
ち、粒径との関係で決まる所定８以上の部分を、粒径６
ｍ以上の粒状体として炉内に投入し、炉内を落下させる
ので、従来炉外に排出されていたガスの顕熱の一部が粒
状体の予熱に使用され、炉内の溶銑に返還される。従っ
て、この発明によれば、溶融還元の着熱効率が１０％以
上向上し、熱エネルギを有効に利用することができる。
第１図は、この発明の実施に使用する装置の断面図、第
２図は、飛散粒と粒径との関係を示すグラフ図、第３図
は、予熱温度と粒径との関係を示すグラフ図、第４図は
、予熱温度と比重ｌとの関係を示すグラフ図、第５図は
、着熱効率を１・０％上昇させるための投入粒状体の割
合いと粒径との関係を示すグラフ図である。 １ ；精錬炉、２ ：炉体、３，４：羽口、６；出銑口
、８；ランス、１０：溶銑、１１；スラグ出朝人代理人
弁Ｐ１！、十 鰯 江 武 彦第 １１ 第２図 比重量 （ｋｇ／ｒｒ？） ｔ＋販！Ｍ便ｐ
２図は、飛散粒と粒径との関係を示すグラフ図、第３図
は、予熱温度と粒径との関係を示すグラフ図、第４図は
、予熱温度と比重ｌとの関係を示すグラフ図、第５図は
、着熱効率を１・０％上昇させるための投入粒状体の割
合いと粒径との関係を示すグラフ図である。 １ ；精錬炉、２ ：炉体、３，４：羽口、６；出銑口
、８；ランス、１０：溶銑、１１；スラグ出朝人代理人
弁Ｐ１！、十 鰯 江 武 彦第 １１ 第２図 比重量 （ｋｇ／ｒｒ？） ｔ＋販！Ｍ便ｐ
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 精錬炉内の溶銑中にその炉下部に設けた羽口から鉱石、
石炭及び石灰を吹き込み、酸素ガスを溶銑に向けて吹き
込んで鉱石を還元精錬する溶融還元製鉄法において、こ
の還元精錬の期間中の適宜期間、炉内に装入する鉱石の
うち、下記数式にて現わされるＰ重量％以上の量を、粒
径ｄがｄ＿０ｍｍ以上の粒状体の状態で溶銑に向けて落
下させることを特徴とする溶融還元製鉄法。 Ｐ＝１．５ｄ＾２＋２．５ｄ＋２ ｄ＿０＝４．０、／γ 但し、γは鉱石の比重量（トン／ｍ＾３）である。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP3931685A JPS61199009A (ja) | 1985-02-28 | 1985-02-28 | 溶融還元製鉄法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP3931685A JPS61199009A (ja) | 1985-02-28 | 1985-02-28 | 溶融還元製鉄法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS61199009A true JPS61199009A (ja) | 1986-09-03 |
Family
ID=12549702
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP3931685A Pending JPS61199009A (ja) | 1985-02-28 | 1985-02-28 | 溶融還元製鉄法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS61199009A (ja) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AT390804B (de) * | 1988-09-27 | 1990-07-10 | Voest Alpine Ind Anlagen | Verfahren zum kontinuierlichen schmelzen von schrott und/oder roheisen sowie vorrichtung zur durchfuehrung dieses verfahrens |
| US5135572A (en) * | 1989-08-29 | 1992-08-04 | Nippon Steel Corporation | Method for in-bath smelting reduction of metals |
| CN107557519A (zh) * | 2017-10-23 | 2018-01-09 | 安徽工业大学 | 一种控制转炉内铁矿石还原率的方法 |
-
1985
- 1985-02-28 JP JP3931685A patent/JPS61199009A/ja active Pending
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AT390804B (de) * | 1988-09-27 | 1990-07-10 | Voest Alpine Ind Anlagen | Verfahren zum kontinuierlichen schmelzen von schrott und/oder roheisen sowie vorrichtung zur durchfuehrung dieses verfahrens |
| US5135572A (en) * | 1989-08-29 | 1992-08-04 | Nippon Steel Corporation | Method for in-bath smelting reduction of metals |
| CN107557519A (zh) * | 2017-10-23 | 2018-01-09 | 安徽工业大学 | 一种控制转炉内铁矿石还原率的方法 |
| CN107557519B (zh) * | 2017-10-23 | 2019-05-07 | 安徽工业大学 | 一种控制转炉内铁矿石还原率的方法 |
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