WO1999020966A1 - Structure de four metallurgique et procede d'exploitation utilisant ledit four metallurgique - Google Patents

Structure de four metallurgique et procede d'exploitation utilisant ledit four metallurgique Download PDF

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WO1999020966A1
WO1999020966A1 PCT/JP1998/004703 JP9804703W WO9920966A1 WO 1999020966 A1 WO1999020966 A1 WO 1999020966A1 JP 9804703 W JP9804703 W JP 9804703W WO 9920966 A1 WO9920966 A1 WO 9920966A1
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furnace
water
brick
furnace body
lower tank
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PCT/JP1998/004703
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English (en)
French (fr)
Inventor
Mitsuhiro Yamanaka
Masayuki Watanabe
Takeshi Sekiguchi
Norihiko Taguchi
Katsuhiro Iwasaki
Shinichi Isozaki
Masahiro Kawakami
Terutoshi Sawada
Akishi Kimura
Original Assignee
Nkk Corporation
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    • C21C5/28Manufacture of steel in the converter
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    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
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    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a structure of a metallurgical furnace and a method of operating the metallurgical furnace.
  • the inner surfaces of the walls of various metallurgical furnaces are generally constructed of refractories.
  • the refractory furnace wall has relatively little damage when immersed in molten metal such as molten steel, but is severely damaged when it comes into contact with molten slag or exposed to high-temperature gas. Need to be replaced between. Therefore, as a measure to improve the durability of the furnace body, it has been proposed to construct a part that is not immersed in the molten metal as a metal water-cooled panel through which cooling water passes.
  • Japanese Patent Application Laid-Open No. Hei 4-316693 discloses the following wall structure of a metallurgical furnace.
  • the refractory wall inside the furnace is formed by refractory lining and water cooling panel.
  • a partitioning material shall be interposed between the water cooling panel and the refractory lining adjacent to the panel.
  • An irregular refractory layer shall be provided between the water cooling panel and the furnace shell.
  • the partitioning material shall be a form of irregular refractory that is poured between the water cooling panel and the furnace shell.
  • Japanese Patent Application Laid-Open No. 4-316984 discloses a structure for mounting a water-cooled panel in a metallurgical furnace described below.
  • the water cooling panel shall be partially installed on the inner wall of the refining furnace.
  • Japanese Patent Laying-Open No. 6-56969 discloses a molten metal refining container for storing and refining a molten metal.
  • the refractory is lined with the refractory wall in the range where it is immersed in the molten metal during refining.
  • Part or all of the refractory wall above the upper end of the refractory wall is constituted by a cooling structure having a built-in cooling mechanism.
  • the conventional water-cooled panels described above include a water supply port provided at the lower part of the water-cooled panel, a drainage port provided at the upper part of the water-cooled panel, and a plurality of horizontal waterways between the water supply port and the drainage port. It consisted of a folded part connecting the waterways in the directions. Cooling water entered through the water inlet, turned up the horizontal waterway by 180 degrees, ascended, and was discharged through the drain located at the top of the water-cooled panel.
  • the cooling water channel of the conventional water-cooled panel has a 180-degree turnover, which increases the pressure loss of the cooling water and requires a pressure boost for the pump for circulating the cooling water, resulting in high equipment and operating costs. Had the problem of becoming
  • Japanese Patent Laying-Open Nos. Hei 4-316693 and Hei 4-316984 disclose the case where one water-cooled panel is installed on a part of the furnace wall. When installing water cooling panels around the entire furnace circumference, it is necessary to arrange a number of water cooling panels side by side. However, the above two publications do not disclose anything about arranging the water cooling panels side by side. In the fixed iron scrap smelting furnace, which continuously holds and manufactures molten pig iron, and in the iron ore smelting reduction furnace, the temperature of pig iron and slag held in the furnace is lower than those of blast furnaces.
  • thermocouple method With the thermocouple method, the range in which the residual thickness can be estimated with a single thermocouple is limited. A large number of thermocouples are required for the entire furnace. Also, the temperature detected by the thermocouple changes depending on the contact state between the thermocouple and the brick, and sufficient measurement accuracy cannot be obtained.
  • the residual thickness can be measured with high accuracy, but it is information only on the position where the coaxial cable is embedded, and more coaxial cables are required for the entire furnace than for thermocouples.
  • radioactive materials since the measurement is performed based on the presence or absence of radioactive materials, it is necessary to embed a large number of radioactive materials in the entire furnace. Furthermore, the handling of radioactive materials has many safety and health restrictions and is not practical.
  • Japanese Patent Application Laid-Open No. 1-1984-14 discloses a converter type smelting reduction furnace in which a furnace body center portion is supported by trunnion bearings.
  • a stationary smelting reduction furnace having a shaft shape provided with a tap hole at the bottom of the furnace is disclosed.
  • the smelting reduction of iron is a continuous process, and it is not necessary to use a tilting furnace such as a converter-type smelting reduction furnace, but it always retains hot molten iron and hot slag.
  • a tilting furnace such as a converter-type smelting reduction furnace, but it always retains hot molten iron and hot slag.
  • the lower tank refractory at the bottom of the furnace body is severely worn, and as a result, the lower tank steel shell is severely damaged by thermal deformation and the like. Therefore, as a smelting reduction furnace, a tilting furnace for which the lower tank can be replaced, such as a converter for steelmaking, is advantageous.
  • the conventional stationary furnace is disclosed in Japanese Unexamined Patent Publication No.
  • Japanese Patent Publication No. 1 although a part of the furnace bottom such as the bottom blow nozzle mounting part can be replaced, the entire lower tank cannot be replaced. In this situation, repairing the furnace lining bricks is not realistic because it takes a lot of time to break worn bricks, carry out worn bricks, and bring in new bricks.
  • a method of charging seed water to start operation of the smelting reduction furnace is to dissolve a cold iron source such as scrap or sea cucumber in the smelting reduction furnace with an oxygen jet and use this as the seed water. There is.
  • this method may cause damage to the refractory lining of the smelting reduction furnace due to the formation of Fe0, which is highly corrosive to the refractory.
  • the smelting reduction furnace is a facility that operates at a high pressure of 0.2 MPa or more, if an opening is provided, it is necessary to maintain the sealing properties of that part, and to prevent solidification after charging the hot metal Therefore, it is very difficult to close the opening within several hours and start operation after confirming the airtightness.
  • the method of smelting and reducing iron ore with an iron bath is to melt the iron ore charged in the iron bath and the flux such as quick lime by the combustion heat of the carbon material such as coal and coke by oxygen, and melt the iron ore.
  • This is a method in which molten iron and molten slag generated by reducing carbon dioxide with a carbon material are continuously or intermittently discharged outside the furnace. In this method, it is necessary to blow a stirring gas from the bottom of the furnace to promote the reaction in the furnace, and to always secure an iron bath in the furnace. Is left. For this reason, a tap hole is generally provided on the furnace side wall, and operation is performed with a predetermined amount of hot metal remaining below the tap hole.
  • a tilting furnace body that can rotate such as a converter for steelmaking
  • a fixed furnace body such as a blast furnace
  • the furnace is tilted to remove the hot metal and molten slag remaining in the furnace.
  • Residual molten metal can be discharged from the furnace or from the tap hole on the side wall.
  • the residual molten metal must be solidified, crushed, cut, and discharged outside the furnace. Must.
  • a long cooling period was required, furnace repairs were prolonged, and the operating rate was reduced.
  • the equipment and personnel required for discharge work increased production costs.
  • the residual molten metal is discharged from a tap hole at the bottom of the furnace disclosed in Japanese Patent Application Laid-Open No. 2-666110 and Japanese Patent Application Laid-Open No. 3-235509. There is a way.
  • Japanese Unexamined Patent Publication (Kokai) No. Hei 2-666110 discloses that a tapping furnace is provided at the bottom of the furnace to be opened and closed by an opening / closing gate, and that sand is supplied to the inside of the tapping port via an upper-blowing oxygen lance moving up and down in the furnace.
  • a taphole closing device for opening and closing a taphole discloses that a sliding nozzle is provided at an outlet of a taphole provided in a furnace bottom.
  • a brick body connected to this tap hole and provided with a tapping channel inside it is erected in the furnace, and the tap hole inlet is positioned above the hearth to allow a predetermined amount of hot metal to remain in the furnace.
  • Possible outlet structures are disclosed.
  • the molten metal can be discharged from the furnace bottom, so that the remaining molten metal in the furnace can be discharged from the molten metal outlet at the end of the furnace life. It is extremely difficult to close the tap with a predetermined amount of iron bath remaining. This is because the refractory of the sliding nozzle has a service life of at most 10 times. There is also a problem that the filling sand cannot be supplied into the tap hole.
  • the present invention provides a metallurgical furnace capable of reducing both equipment cost and operation cost, and an operation method using the metallurgical furnace.
  • the present invention provides a metallurgical furnace comprising:
  • the metal water-cooled panel preferably has a water channel having a spiral structure for passing cooling water.
  • the present invention provides a water-cooled panel provided on the side wall of a metallurgical furnace, comprising:
  • the present invention provides a metallurgical furnace comprising:
  • a furnace wall comprising a water-cooled panel provided inside the furnace shell;
  • a metal partition member provided between the water cooling panel and the water cooling panel and attached to the furnace shell;
  • An amorphous refractory layer provided in a portion surrounded by the water-cooled panel, the partition member and the furnace shell.
  • the partition member preferably has a wedge shape in which the cross section becomes narrower from the furnace shell side toward the inside of the furnace.
  • the present invention provides a metallurgical furnace comprising:
  • a steel shell forming the outer shell of the furnace body
  • the detection substance is preferably at least one substance selected from the group consisting of Cr-based oxides, Sr-based oxides, and Zr-based oxides.
  • the detection brick has a thickness of at least 30 mm.
  • the present invention provides a metallurgical furnace comprising:
  • a furnace body comprising an upper tank and a lower tank, which is separable into an upper tank and a lower tank; provided below the furnace body so as to be connected to the lower tank, and wherein the upper tank and the lower tank are connected to each other.
  • Elevating means for raising and lowering the support base to separate and adhere the upper tank and the lower tank; position adjusting means for adjusting and holding the vertical position of the support base raised by the elevating means;
  • Upper tank supporting means for supporting the upper tank at a predetermined position in the air when the furnace body is separated into two parts by the elevating means.
  • the present invention provides a method for replacing a lower tank in a metallurgical furnace having an upper tank and a lower tank comprising the following steps:
  • the present invention provides a flange sealing device for use in a metallurgical furnace, comprising:
  • a pair of flanges A sealing surface member attached to at least one sealing surface of the pair of flanges;
  • At least two seal members arranged in the radial direction of the flange between the seal surface member and the seal surface of the flange facing the seal surface member or the seal surface member so as to maintain the airtightness therebetween.
  • the sealing member is a tube seal.
  • the present sealing device is provided at the flange portion, but is not limited to this, and may be provided at the sealing member welding portion.
  • the present invention provides a metallurgical furnace comprising:
  • Saucer for receiving pre-produced hot metal from a ladle
  • a hot metal introduction path for introducing hot metal from the saucer to a tap hole for charging hot metal as seed water into a metallurgical furnace.
  • the present invention provides a method for operating a metallurgical furnace, comprising the following steps:
  • the stirring gas is switched to an oxygen-containing gas and blown from at least one of the bottom blow nozzles, and the refractory around the bottom blow nozzle is melted to increase the hole diameter.
  • the process of discharging molten metal is switched to an oxygen-containing gas and blown from at least one of the bottom blow nozzles, and the refractory around the bottom blow nozzle is melted to increase the hole diameter.
  • the stirring gas may be blown into the iron bath from a side wall nozzle near the furnace bottom.
  • the stirring gas may be blown from at least one of both the bottom blow nozzle and the side wall nozzle.
  • the above-described method for operating a metallurgical furnace may further include a step of detecting the remaining length of the bottom blow nozzle with a detection sensor.
  • FIG. 1 is a schematic longitudinal sectional view of a water-cooled panel showing an example of Embodiment 1 of the present invention.
  • FIG. 2 is a schematic longitudinal sectional view of a water-cooled panel showing another example of Embodiment 1 of the present invention.
  • FIG. 3 is a schematic longitudinal sectional view of a water-cooled panel showing another example of Embodiment 1 of the present invention.
  • FIG. 4 is a schematic longitudinal sectional view of a water-cooled panel showing another example of Embodiment 1 of the present invention.
  • FIG. 5 is a schematic longitudinal sectional view of a water-cooled panel showing another example of Embodiment 1 of the present invention.
  • FIG. 6 is a schematic cross-sectional view of a smelting reduction furnace provided with a water-cooled panel according to Embodiment 1 of the present invention.
  • FIG. 7 is a schematic longitudinal sectional view showing the structure of a water channel of a conventional water-cooled panel.
  • FIG. 8 is a schematic cross-sectional view of a smelting reduction furnace provided with water-cooled panels according to Embodiment 2 of the present invention.
  • FIG. 9 is a schematic view of the water cooling panel portion of FIG. 8 as viewed from the inside of the furnace.
  • FIG. 10 is a schematic longitudinal sectional view of the water-cooled panel section of FIG.
  • FIG. 11 is a longitudinal sectional view showing a state immediately before removing a water-cooled panel in a metallurgical furnace having a water-cooled panel according to Embodiment 2 of the present invention.
  • FIG. 12 is a longitudinal sectional view showing a metallurgical furnace having a water-cooled panel according to Embodiment 2 of the present invention, with the water-cooled panel removed.
  • FIG. 13 is a longitudinal sectional view showing a state in which a water-cooled panel is newly installed in a metallurgical furnace having a water-cooled panel according to Embodiment 2 of the present invention.
  • FIG. 14 is a schematic side sectional view of a fixed furnace body showing an example of Embodiment 3 of the present invention.
  • FIG. 15 is a schematic plan sectional view showing a brick structure of a furnace body side wall portion in Example 1 of Embodiment 3 of the present invention.
  • FIG. 16 is a schematic plan cross-sectional view showing a brick structure of a furnace body side wall portion in Example 2 of Embodiment 3 of the present invention.
  • FIG. 17 is a schematic plan view showing an embodiment of a stationary manufacturing furnace according to Embodiment 4 of the present invention.
  • FIG. 18 is a schematic longitudinal sectional view taken along the line XX in FIG. 17, showing a state in which the upper tank and the lower tank are connected.
  • FIG. 19 is a schematic longitudinal sectional view taken along the line XX in FIG. 17, showing a state in which a lower tank is removed.
  • FIG. 20 is a schematic longitudinal sectional view taken along the line XY in FIG.
  • FIG. 21 is a schematic longitudinal sectional view of the ZZ plane in FIG.
  • FIG. 22 is a cross-sectional view showing one embodiment of Embodiment 5 of the present invention.
  • FIG. 23 is an explanatory diagram showing a state when the flange is deformed in the fifth embodiment of the present invention.
  • FIG. 24 is an explanatory view showing replacement of a deformation correcting member when the upper flange is deformed in the fifth embodiment of the present invention.
  • FIG. 25 is an explanatory diagram of a smelting reduction furnace showing an example of Embodiment 6 of the present invention.
  • FIG. 26 is a cross-sectional view showing the structure of the hot metal introduction passage along the line AA in FIG.
  • FIG. 27 is a perspective view showing a structure of a tap hole according to Embodiment 6 of the present invention.
  • FIG. 28 is a perspective view showing one embodiment of a tapping spalling prevention structure according to Embodiment 6 of the present invention.
  • FIG. 29 is a perspective view showing another embodiment of the tap hole spoiling prevention structure according to Embodiment 6 of the present invention.
  • FIG. 3 ° is a schematic side sectional view of a fixed furnace body showing an example of Embodiment 7 of the present invention.
  • FIG. 31 is an enlarged view of the bottom blow nozzle portion of FIG. 30.
  • FIG. 32 is a diagram showing, in chronological order, measured values of the bottom blowing nozzle temperature, the amount of decrease in the bottom blowing nozzle length, and the back pressure of the blown oxygen in the example of Embodiment 7 of the present invention. .
  • the water channel structure of the water-cooled panel according to the first embodiment is a metal water-cooled panel water channel structure which is installed on a metallurgical furnace side wall and allows cooling water to pass through an internal water channel, wherein the water channel is of a spiral type. Things.
  • ⁇ ⁇ [( ⁇ + ⁇ XL / D) X r XV 2 ] / (2XgX10000)-(1)
  • is the pressure loss of the channel (kgf / cm 2 )
  • is the loss factor of the folded portion of the channel (1)
  • is the friction coefficient of the straight portion of the channel (1)
  • L is Total length of the straight part of the channel (m)
  • D is the equivalent diameter of the channel (ra)
  • a is the specific weight of the cooling water (kgf / m 3 )
  • V is the flow rate of the cooling water (m / sec)
  • g is the gravitational acceleration (M / sec 2 ).
  • the loss factor ⁇ of the folded portion of the channel is the sum of the loss factors ⁇ i of each folded portion, and the loss factor ⁇ i of the 180 ° folded portion is 2.42, and The loss factor ⁇ 2 at the 90-degree turn is 0.965 per location, and the pressure loss at the 180-degree turn is approximately 2.5 times greater than at the 90-degree turn.
  • the pressure loss ⁇ ⁇ in the waterway is greatly affected by the pressure loss at the fold.
  • the water channel structure of the water cooling panel is a spiral type extending from the outer peripheral side to the center side of the water cooling panel, the number of folded portions of the water channel increases, but most of the folded portions have a small loss coefficient. Since the 180-degree turn-back portion becomes the turn-back portion and the total length L of the straight portion of the channel does not change, the pressure loss ⁇ of the channel is reduced as a whole.
  • Embodiment 1 will be described with reference to the drawings. 1 to 5 are schematic vertical cross-sectional views of a water-cooled panel showing an example of the first embodiment.
  • a metal water-cooled panel 1 has a width W and a height H, and the water-cooled panel 1 shown in FIGS. 1 to 5 is an example of the same size. Is preferably a copper material having good thermal conductivity.
  • the water cooling panel 1 is provided with a water supply port 3 and a drain port 4, and a water channel 2 is provided in a spiral shape inside the water cooling panel 1, and the cooling water supplied from the water supply port 3 passes through the water channel 2. It is discharged from street outlet 4.
  • the width d of Channel 2 is constant.
  • the water-cooled panel 1 shown in Fig. 1 has a water supply port 3 and a discharge port 4 provided at the center side of the water-cooled panel 1, and cooling water swirls around the water channel 2 from the center side of the water-cooled panel 1 to the outer periphery. After turning around the outer circumference, the water channel 2 returns to a spiral shape from the outer circumference to the center.
  • the folded part of the water-cooled panel 1 is composed of two 180-degree folded parts and fourteen 90-degree folded parts.
  • the water cooling panel 1 shown in Fig. 2 has a water supply port 3 and a discharge port 4 arranged side by side at the lower part on the outer peripheral side.
  • the cooling water flows from the outer peripheral side to the center side, and after the water is reversed at the center side, Return from the center to the outer periphery.
  • the folded part of the water-cooled panel 1 is composed of two 180-degree folded parts and sixteen 90-degree folded parts.
  • the water cooling panel 1 shown in Fig. 3 has a water supply port 3 at the lower part on the outer peripheral side and a discharge port 4 at the center side, and the cooling water flows spirally from the outer peripheral side of the water cooling panel 1 to the center side.
  • the folded part of the water-cooled panel 1 is composed of one 180-degree folded part and seventeen 90-degree folded parts.
  • the water cooling panel 1 shown in Fig. 4 has a water supply port 3 at the lower part on the outer peripheral side and a discharge port 4 at the upper part on the outer peripheral side.Cooling water flows spirally from the outer peripheral side to the center side of the water cooling panel 1. Then, after reversing at the center side, it returns to a spiral form from the center side to the outer peripheral side.
  • the folded part of the water-cooled panel 1 is composed of two 180-degree folded parts and fifteen 90-degree folded parts.
  • the water-cooled panel 1 shown in Fig. 5 has a water supply port 3 and a discharge port 4 at both ends at the lower part on the outer peripheral side, and the folded part has two 180-degree folded parts and fifteen places. It is composed of a 90-degree folded part.
  • the water supply port 3 and the discharge port 4 may be reversed so that cooling water may flow in the opposite direction, and the water-cooled panel 1 is rotated 180 degrees around the center point of the water-cooled panel 1. Or, it may be mirror-symmetrical. In order to keep the pressure loss in the water channel 2 low, the 180-degree turn-back portion should be limited to two places with one water cooling panel 1. preferable.
  • both the width W and the height H of the water cooling panel 1 be an integral multiple of the width d of the water channel.
  • the optimum width W and height H of the water-cooled panel 1 should be determined in advance based on the dimensions of the metallurgical furnace to be installed and the installation range.
  • FIG. 6 is a schematic cross-sectional view when the water-cooled panel 1 according to the first embodiment of the present invention is installed in an iron ore smelting reduction furnace.
  • the inner surface of the furnace shell 6 is lined with the lining brick 7.
  • the smelting reduction furnace 5 constructed with the water-cooled panel 1 has hot metal 9 and molten slag 10 inside, and oxygen is blown from the upper blowing lance 8 to reduce iron ore.
  • the water-cooled panels 1 are arranged side by side over the entire circumference of the furnace where the molten slag 10 is present so as not to come into direct contact with the hot metal 9.
  • the water-cooled panel 1 is attached to the furnace shell 6 with bolts (not shown).
  • the pressure loss ⁇ P of the water channel 2 was kept low, and both the equipment cost and the operating cost were able to be reduced.
  • the use of the water-cooled panel 1 at the site in contact with the high-temperature molten slag 10 greatly increased the serviceability of the smelting reduction furnace 5.
  • the metallurgical furnace is not limited to the smelting reduction furnace 5, but the water-cooled panel 1 according to Embodiment 1 of the present invention can be installed in an electric furnace or a converter, and the structure of the water channel 2 is not limited to the above. Instead, any spiral type may be used.
  • the water-cooled panel shown in FIG. 1 is installed in the smelting reduction furnace shown in FIG. 6
  • the water-cooled panel is made of copper, and the dimensions of one water-cooled panel are as follows: width W is 150 mm, height H is 1200 mm, and thickness is 90 mm.
  • the dimensions of the canal are a rectangular cross section with a width d of 54 mm and a depth of 40 mm, the total length L of the straight section is 12.69 m, and the equivalent diameter D is 0.04556 m. Become.
  • the flow velocity V of the cooling water in the channel is 7 mZ sec, and the flow rate is 54 m 3 .
  • a water-cooled panel with the conventional water channel structure shown in Fig. 7 was used, and cooling water was flowed under the same conditions.
  • the conventional water-cooled panel is composed of one 180-degree folded part.
  • Equation (2) shows the calculation formula for the water-cooled panel according to the present invention
  • Equation (3) shows the calculation formula for the conventional water-cooled panel.
  • ⁇ P [(2.42X 2 + 0.965 X 1410.02386X 12.69 / 0.0456) XI 000X 7 2 ] / (2X9.8X10 000)
  • the pressure loss ⁇ P is 6.24 kgf Zcm 2 in the water-cooled panel according to Embodiment 1 of the present invention, and the pressure loss ⁇ P is in the conventional water-cooled panel. Is 8.31 kgf cm 2 .
  • the structure of the water channel of the water cooling panel attached to the furnace wall of each metallurgical furnace is of a spiral type, it is possible to reduce the pressure loss of the water channel, and as a result, equipment cost and operation Both costs can be reduced.
  • the mounting structure of the water cooling panel in the metallurgical furnace is such that when a plurality of water cooling panels are arranged side by side on the metallurgical furnace wall, a metal partition member is attached to the furnace body shell between the water cooling panels and the water cooling panel.
  • an amorphous refractory layer is provided within a range surrounded by a water-cooled panel, a partition member, and a furnace shell.
  • the cross section of the partition member is a wedge shape which narrows from the furnace shell side toward the inside of the furnace.
  • Each water-cooled panel is isolated by a metal partition attached to the furnace shell, and the refractory layer filled between the water-cooled panel and the furnace shell is also separated by the partition. Only the intended water-cooled panel can be replaced without damaging the other water-cooled panels and the irregular refractory layer provided between the other water-cooled panels and the furnace shell. Also, since the partition material is made of metal, it will not be damaged by replacement work.
  • the partition member is formed in a wedge shape with a cross section that narrows from the furnace shell side toward the inside of the furnace, making it easier to take out the amorphous refractory layer and quickly replacing the water-cooled panel. Will be
  • FIG. 8 is a schematic cross-sectional view showing the operating state of the iron ore smelting reduction furnace equipped with a water-cooled panel based on the present invention
  • Fig. 9 is a schematic view of the water-cooled panel part of Fig. 8 viewed from inside the furnace
  • FIG. 10 is a schematic longitudinal sectional view of the water-cooled panel section of FIG.
  • a smelting reduction furnace 101 constructed of a furnace shell 102 with an inner surface made of lining bricks 103 and a copper water-cooled panel 104 has a hot metal 106 and a molten slurry And oxygen is blown in from the top blowing lance 105 to reduce iron ore.
  • the water-cooled panels 104 are arranged side by side over the entire furnace circumference where the molten slag 107 is present so as not to come into direct contact with the hot metal 106, and the arrangement of the water-cooled panels 104 is vertical. In other words, there are four stages, so that each stage has a so-called staggered arrangement in which the width (W) of the water cooling panel 104 is shifted by half.
  • the water-cooled panel 104 penetrates the furnace shell 102 at a position surrounded by a metal partition member 108 attached to the inner surface of the furnace shell 102 by welding or the like. Pol And the nuts 111 and 110 and nuts 111 and 111 are fixed. An amorphous refractory layer 109 filled with an amorphous refractory is formed in a range surrounded by the water-cooled panel 104, the partition material 108, and the furnace shell 102. ing.
  • the water-cooled panel 104 is cooled by passing cooling water through a water supply pipe 112 and a drain pipe 113 penetrating the furnace shell 102.
  • the amorphous refractory layer 109 is formed by pouring an amorphous refractory from the injection hole 114 from which the injection hole plug 115 has been removed. With this installation, the water-cooled panel 104 is isolated from the upper and lower water-cooled panels 104a, 104b, and the amorphous refractory layer 109 is also the upper and lower amorphous refractory. Layers 109a and 109b are separated.
  • the partition member 108 is made of steel or stainless steel, and has a wedge-shaped cross section that narrows from the furnace shell 102 side toward the inside of the furnace. In FIG. 10, two flat steel plates are combined to form a wedge shape. However, a single flat steel plate may be bent or a wedge-shaped steel piece may be used.
  • the protruding length (L) of the partition material 108 from the furnace shell 2 is defined as the length that exceeds the position of the furnace steel shell 102 side of the water-cooled panel 104. 1 109 is prevented from being connected to other irregular refractory layers 109 in the up, down, left, and right directions.
  • the protrusion length (L) does not need to be longer than the inner surface of the water-cooled panel 104, and may be kept within the inner surface of the water-cooled panel 104. It is not necessary to attach the partition member 108 to the furnace shell 102 by welding, and other attachment methods such as bolts may be used.
  • a partition material 108 is also provided at the boundary between the lining brick 1 03 and the water-cooled panel 104, but this partition material 108 is inclined only on the surface of the water-cooled panel 104, and the lining brick 1 The surface in contact with 03 supports the lining brick 103 as a plane.
  • FIG. 11 is a diagram showing a state immediately before the water cooling panel 104 is removed.
  • the water supply pipe 1 12 and the drain pipe 1 13 are connected to the furnace shell 10. Cut off the outside of 2 and remove nuts 1 1 1, 1 1 1 and injection hole plugs 1 1 5 and 1 15 and then remove the tool 1 16 attached to an air hammer etc. from the injection hole 1 1 4 Insert and crush the irregular shaped refractory layer 109. After that, remove the water-cooled panel 104 inside the furnace.
  • FIG. 12 is a view showing a state after the water-cooled panel 104 is removed. As shown in FIG.
  • the irregular-shaped refractory layer 109 is divided into a partition member 108 and a furnace body iron. It is removed from the leather 102 to minimize the residual amount of the amorphous refractory layer 109. If the residual amount is too large, the next irregular refractory layer 109 will be fragile, which is inconvenient.
  • FIG. 13 is a diagram showing a state in which a new water-cooled panel 104 is installed.
  • the ports 110, 110, and water supply pipes 1 1 2 are installed from inside the furnace.
  • the water-cooling panel 104 is attached by passing the drainage pipe 113 through the furnace shell 102.
  • the water-cooled panel 104 is fixed with the nuts 111 and 111, and an irregular refractory is poured from the injection hole 114 to form an irregular refractory layer 109.
  • the injection hole plugs 1 15 and 1 15 are attached, and the water supply pipe 1 1 2 and the drain pipe 1 1 3 are connected to complete the replacement work.
  • the water-cooled panel 104 is installed in the smelting reduction furnace 101.
  • the present invention can be applied to an electric furnace or a converter by the method described above.
  • the arrangement of the water-cooled panels 104 is staggered, the invention is not limited to the staggered arrangement.
  • the shape of the water-cooled panel 104 and the method of mounting the water-cooled panel 104 and the furnace shell 102 are not limited to the above description, and the same function may hinder the application of the present invention. Needless to say, this is not the case.
  • the brick structure of the furnace body according to the third embodiment is a brick structure of a fixed furnace body that continuously holds and manufactures a molten metal containing iron, and is the innermost structure that comes into contact with the molten metal and the slag.
  • bricks arranged circumferentially, M g O, a 1 2 0 3, graphite, S i C, or the S i ⁇ 2 one or more bricks mainly comprising, on the outside, molten metal ⁇ It is characterized by placing bricks containing 1 O wt% or more as a substance for detection, which has no operational problem even if it is eluted into slag and slag.
  • the detection substance is one or two or more substances selected from the group consisting of Cr-based oxide, Sr-based oxide, and Zr-based oxide.
  • the brick containing the substance for detection preferably has a thickness of 3 Omm or more.
  • the brick structure of the furnace body consists of a single-layered brick placed on the innermost periphery, a single-layered brick containing the substance for detection, and a brick containing the substance for detection and a furnace shell. It is preferable to use a three-layer brick structure in which one layer of brick is placed between them.
  • a fixed furnace body is used as a furnace body for continuously holding and manufacturing a molten metal containing iron.
  • equipment costs can be reduced compared to a tilting furnace body such as a converter, which contributes to a reduction in manufacturing costs.
  • the furnace wall portion in contact with the slag and the furnace wall portion above the slag can be made of a metal water-cooled panel having higher durability than refractories, which contributes to a reduction in refractory costs.
  • the furnace body has a brick structure of at least two layers, and is placed at the innermost periphery where it comes into contact with molten metal and molten slag held in the furnace body (hereinafter referred to as “the innermost brick”).
  • the innermost brick generally M g 0 that is used to hold the molten metal containing iron, a 1 2 ⁇ 3, graphite, and brick mainly composed of S i C, or S i 0 2.
  • the innermost brick can be divided according to the part of the furnace body, for example, a brick mainly composed of Mg ⁇ and a brick mainly composed of SiC.
  • a brick containing a substance that is easy to detect and has no problem in operation even if it elutes into the molten metal or slag as a detection substance hereinafter referred to as “detection Bricks).
  • the substance that can be easily detected in the present invention means that it is hardly contained as an impurity in a raw material for producing a metal containing iron, and almost also contained in the innermost brick. Not a substance.
  • the innermost brick When the furnace is operated using the brick-structured furnace, the innermost brick is worn out by molten metal or molten slag, and eventually the detection brick outside is exposed.
  • the exposed detection brick is worn out by the molten metal or molten slag like the innermost brick, and the detection substance is eluted into the molten metal or molten slag.
  • the detection substance that is not detected during the period in which the innermost brick holds the molten metal and molten slag is detected.
  • the exposure of the detection bricks will be detected by wear. In this way, when the detection substance is detected in the molten metal or the molten slag, it can be understood that the innermost peripheral brick has been worn and lost in any of the furnace bodies.
  • the content of the substance for detection in the brick for detection should be 10 wt% or more, preferably 20 wt% or more.
  • elution, for analysis limit of slag generated in the production of metals and metal containing iron is 10_ 3 wt%, in molten metals to the detecting substance or analytical limit value or in the molten slag Otherwise, it cannot be detected.
  • the detection brick contains 10% or more of the detection substance, the detection substance can be detected at a time when the amount of wear of the detection brick is small, and accidents such as hot water leakage can be prevented beforehand. . If the substance for detection is contained at 20 wt% or more, detection becomes easier.
  • the detection substance is a Cr-based oxide, a Sr-based oxide, or a Zr-based oxide.
  • the raw materials for producing metals are hardly contained as impurities and hardly contained in the above innermost bricks. Therefore, by detecting these elements in the molten metal or the molten slag, However, it is possible to surely recognize that the innermost brick has been worn and the detection brick has been exposed.
  • these oxides are stable compounds having a much higher melting point than the temperature at 1200 is a processing temperature of the molten metal containing iron to 1800, C r 2 ⁇ 3 and Z R_ ⁇ 2 already It is used as a brick material, and 31 1 "0 is an alkaline earth metal oxide that behaves almost the same as ⁇ 80, C a ⁇ , and B a ⁇ , such as B a ⁇ It is non-toxic and inexpensive. Even if it is contained in an amount of wt% or more, the erosion resistance of the brick is high, and it has erosion resistance comparable to that of the innermost brick used in the present invention, and is optimal as a detection substance.
  • the detection brick is preferably arranged with a thickness of 3 O mm or more. Even if the detection brick is exposed, the erosion resistance of the detection brick is not extremely inferior to that of the innermost brick.Therefore, the durability of the furnace body does not decrease extremely. for analysis limit boundary as is 1 0 one 3 wt%, it can not detect the detection substance not exposed detection brick with a certain range. As a margin for the wear of the detection brick during that time, the detection brick is placed with a thickness of 3 O mm or more, preferably 5 O mm or more.
  • the iron-containing metal in the present invention is pig iron, steel, an iron alloy, and ferro-alloy.
  • FIG. 14 is a schematic side sectional view of a fixed furnace for smelting reduction of iron ore, showing an example of an embodiment of the present invention.
  • the outer shell is a furnace shell 202, and the innermost peripheral bricks 203 and the detection bricks 2 are located in the lower part of the furnace shell 202 from the inside toward the furnace shell 202.
  • 0 4 and permanent bricks 205 in this order, are fixed to a foundation 2 16 by a smelting reduction furnace 2 0 1 force support 2 15 which has a three-layer brick structure.
  • the hot metal 206 and the molten slag 207 are held in the three-layer brick structure.
  • a duct 2 13 connected to a dust collector (not shown) and a pre-reduction furnace (not shown) is provided above the furnace shell 202 serving as a side wall of the smelting reduction furnace 201, and a furnace.
  • a raw material inlet 2 14 for supplying the raw material to the inside is provided.
  • an upper blowing lance 208 is provided so as to be able to move up and down through the furnace shell 202 of the canopy, so that oxygen can be blown into the furnace.
  • gas blowing tuyere 2 10 0 gas supply pipe 2 that blows inert gas or exhaust gas from the smelting reduction furnace 201 into the hot metal 206 as a stirring gas 1 It is provided in connection with 1 and the mud agent 2 A taphole 2 12 filled with 17 is provided.
  • a metal water-cooled panel 209 made of copper, copper alloy, etc. is provided on the inner periphery of the furnace shell 202. Installed.
  • the metal water-cooled panel 209 has high durability against molten slag 207 and is used as a substitute for refractory.
  • a material suitable for the purpose of use is selected from graphite brick, graphite brick, SiC brick, raw stone brick, clay brick and silica brick.
  • a plurality of types of these bricks may be separately installed according to an installation location, or one type may be installed on the entire surface.
  • the melting reduction furnace 1 iron ore judging from durability, A 1 2 0 3 - S i C- C bricks and M g ⁇ one graphite bricks or the like are preferable.
  • the detection brick 204 can be dissolved in the hot metal 206 and the molten slag 200 without any operational problems, and can be used for the innermost brick 203 and the production of hot metal 206 as well.
  • the meaning that the innermost peripheral brick 203 and the raw material for production are hardly contained means that a small amount may be contained as an impurity. Even if the innermost brick 203 and the raw material for production contain a small amount as an impurity, a difference appears in the analysis value due to the erosion of the detection brick 204, and the wear of the detection brick 204 is grasped. Because you can.
  • Cr-based oxide As the substance for detection, it is preferable to use Cr-based oxide, Sr-based oxide, and Zr-based oxide.
  • the bricks containing these oxides specifically, M g 0- C r 2 ⁇ 3 quality bricks, S R_ ⁇ one C r 2 0 3 quality bricks, S R_ ⁇ - graphite bricks, Z R_ ⁇ 2 one S I_ ⁇ 2 bricks, Z R_ ⁇ 2 - using C r 2 0 3 quality bricks and the like. If bricks containing these Cr-based oxides, Sr-based oxides, and Zr-based oxides are separately installed in the furnace, the substance detected by the worn portion of the innermost peripheral brick 203 will be detected. Since they are different, the wear site of the innermost brick 203 can be grasped.
  • Permanent brick 205 does not come into direct contact with hot metal 206 or molten slag 200 Therefore, compared to the innermost peripheral brick 203, a material having lower erosion resistance may be used. Specifically, Mg bricks and clay bricks are used, and reused when replacing bricks. Iron ore, coal, quicklime, and lightly burnt dolomite are supplied to the smelting reduction furnace 1 from the raw material input port 214, and oxygen is blown from the top blowing lance 208, and nitrogen is blown from the gas blowing tuyere 210. The molten iron is melted and reduced by injecting an inert gas, such as, to produce hot metal 206.
  • an inert gas such as, to produce hot metal 206.
  • Hot metal 206 Strength Before a predetermined amount is secured and before reaching the metal water-cooled panel 209, the tap hole 212 is opened to allow the hot metal 206 and the molten slag 200 to be stored in the hot metal holding vessel (shown in FIG. )). After discharging, the tap hole 221 is filled with the mashing agent 217 again to stop discharging, and the operation is continued.
  • a sample for analysis is collected from the discharged hot metal 206 and the molten slag 207, and a detection substance in the hot metal 206 or the molten slag 207 is analyzed.
  • the analysis method is chemical analysis or instrumental analysis such as fluorescent X-ray analysis or ICP. If the detection substance is detected in the hot metal 206 or the molten slag 207, the innermost peripheral brick 203 is lost and lost in any of the smelting reduction furnaces 201, and the detection brick 2 You can see that 04 was exposed. When the substance for detection is detected, the operation of the smelting reduction furnace 201 is terminated, and the brick replacement work is performed.
  • the iron ore smelting reduction furnace 201 was described as a fixed furnace body.
  • the fixed furnace body is not limited to the smelting reduction furnace 201, and oxygen is blown continuously to the iron scrap.
  • scrap melting furnaces for melting iron and furnaces that blow molten oxygen to reduce Ni ore or r ore with coke to produce molten Fe-Ni alloys and Fe-Cr alloys.
  • a Sr-based oxide or a Zr-based oxide should be used because a Cr-based oxide cannot be used as a detection substance.
  • Example 1 In the smelting reduction furnace 201 shown in FIG. 14, the innermost brick 203 is set as MgO-graphite brick with a thickness of 90 Omm, and the detection brick 204 is Mg-Cr 2 ⁇ with a thickness of 150 mm.
  • 3 quality bricks 204 a were divided tension in 3 equal portions S R_ ⁇ - graphite bricks 204 b, and S r OC r 2 ⁇ 3 quality bricks 204 c in the circumferential direction of the furnace.
  • FIG. 15 is a schematic plan sectional view of the side wall of the furnace body having the brickwork structure.
  • the oxygen supply from the top blowing lance 208 is 75000 NmVHr
  • the iron ore supply is 190 t ⁇ nZHr
  • the coal supply is 100 t0 nZHr
  • the quick lime supply is 4 to nZHr
  • light The smelting reduction of iron ore was performed with a supply of calcined dolomite of 4 ton / Hr.
  • the hot metal 206 was produced at 125 tonZHr, and the hot metal 206 and the molten slag 207 generated from the tap hole 2 12 were discharged into the hot metal holding vessel every two hours.
  • the operation was continued while analyzing the Cr content and Sr content of the discharged hot metal 206 and molten slag 207 by the ICP analysis.
  • the operation was stopped 70 days after the start of operation because the Cr content in the hot metal 206 increased to 0.02 wt%.
  • the Sr content in the hot metal 206 and the molten slag 207 did not change.
  • the furnace was dismantled and the wear inside the furnace was observed. The result of observing the state of wear of the useful tile is shown by the broken line in FIG.
  • FIG. 16 is a schematic plan cross-sectional view of the side wall of the furnace body having the brickwork structure.
  • the supply amount of oxygen from the top blowing lance 208 is 7500 O NmVH r
  • the supply amount of iron ore is 190 t 0 n ZH r
  • the supply amount of coal is 100 ton / H r
  • the quicklime supply was performed with the amount of 4 ton ZH r and the supply of lightly burnt dolomite at 4 ton / H r.
  • the hot metal 206 was produced at 125 ton ZHr, and the hot metal 206 and the molten slag 207 generated from the tap hole 212 were discharged into the hot metal holding vessel every two hours.
  • the operation was continued while analyzing the Zr content and r content of the discharged hot metal 206 and molten slag 207 by ICP analysis.
  • Z R_ ⁇ 2 quality bricks 2 0 4 d is exposed about 1 O m 2, the amount of loss is about It was 15 mm. However, in other parts it has remained the innermost brick 3, Z r 0 2 - C r 2 ⁇ 3 quality bricks 4 e was still healthy.
  • an inexpensive, accurate, and easy method is used without using a special sensor.
  • the wear status of the bricks lining the whole can be grasped, and the industrial effect is extremely high.
  • the stationary production furnace having a replaceable lower tank is provided with a furnace body separable into at least an upper tank and a lower tank, and provided below the furnace body in connection with the lower tank, and During operation in which the upper tank and the lower tank are connected, a support base for supporting the entire furnace body, an elevating means for lifting and lowering the support base to separate and adhere the upper tank and the lower tank, and the elevating means Position adjusting means for adjusting and holding the vertical position of the support base raised at the position, a fixing mechanism for fixing the support base whose vertical position has been adjusted by the position adjusting means, and a furnace body by the elevating means And an upper tank supporting means for supporting the upper tank at a predetermined position in the air when the is separated into two.
  • the method of replacing the lower tank in the stationary furnace includes a furnace body that can be separated into at least an upper tank and a lower tank, and a support provided in connection with the lower tank below the furnace body.
  • a method for replacing a lower tank in a stationary production furnace in which a base is provided and the upper tank and the lower tank are connected to each other, and the whole of the furnace body is supported by the support base. Disconnect the upper tank and the lower tank while supporting the furnace body with the base, then lower the support base, and support the upper tank at a predetermined position in the air by the upper tank support means during this descent.
  • Separate the upper and lower tanks move the separated lower tank from just below the upper tank, and then deploy a new lower tank connected to the support base directly below the upper tank, raise the support base, The tank and the new lower tank are connected in close contact with each other. That.
  • the furnace main body can be separated into at least two parts, an upper tank and a lower tank, and at the time of manufacturing in which the upper tank and the lower tank are connected, a support base provided below the lower tank is used. Therefore, it functions as a stationary furnace that supports the weight of the furnace body consisting of the upper and lower tanks and the weight of raw materials and reaction products in the furnace body. This is advantageous in terms of structural strength, and can suppress an increase in equipment costs even in a large furnace.
  • FIG. 17 is a schematic plan view showing an embodiment of a stationary furnace according to the present invention
  • FIGS. 18 and 19 and a schematic longitudinal sectional view taken along the line XX in FIGS.
  • Fig. 18 shows a state where the upper tank and the lower tank are connected
  • Fig. 19 shows a state where the lower tank is removed
  • Fig. 20 shows a state where the lower tank is removed.
  • FIG. 21 is a schematic vertical sectional view taken along the line Y—Y in FIG. 21, and
  • FIG. 21 is a schematic vertical sectional view taken along the plane Z—Z in FIG.
  • the furnace main body 302 is composed of an upper tank 303 and a lower tank 304 whose inner walls are made of a refractory, and the upper tank 303 and the lower tank 304 are composed of an upper tank 3
  • the flange 316 provided at the lower end of the lower tank 304 and the flange 317 provided at the upper end of the lower tank 304 are separably connected.
  • a support base 304 is provided below the furnace main body 302, and the lower tank 304 and the support base 300 are bolted to each other via a support base 360 provided on the support base 304. (Not shown).
  • a movable cylinder that can be inserted into the gap between the support base 304 and the base 326 by a hydraulic cylinder 309 fixed to the base 326 0 8 are provided at a total of 8 locations.
  • the movable cotter 308 is employed as a position adjusting means for adjusting and holding the vertical position of the support base 305.
  • the movable cotter 310 has a wedge-shaped cross section.
  • the support cot 3 By adjusting the insertion depth of the movable cotter 310 into the gap between the support base 305 and the foundation 326, the support cot 3
  • the vertical position of 05 that is, the position between the intermediate frame 3 12 and the support arm 3 13 can be adjusted (the details of the intermediate frame 3 12 and the support arm 3 13 will be described later).
  • the support base 3 05 is fixed to the base 3 26 by anchors 3 10 and nuts 3 11 embedded in the base 3 2 6.
  • the anchor port 310 is used as a fixing mechanism for fixing the support base 30.5 whose position in the vertical direction has been adjusted by the movable type 3108.
  • Anchor port 310 provided is provided in pit 3 19 for anchor bolt installation, and can be bent at the center of anchor bolt 310 with pin 3 25 to support it. It is designed so that it does not become an obstacle during the movement of the base plate 3.
  • the base 3 2 6 corresponding to the four corners below the support base 3 0 5 is provided with jacks 3 2 0, and the jack 3 2 is provided with jacks 3 7. Have been. Then, due to the expansion and contraction of the jack 307, the support base 305 moves up and down while supporting the upper tank 303 and the lower tank 304 or the lower tank 304.
  • the jack 307 is employed as a lifting / lowering means for lifting / lowering the support base 305 so as to separate and adhere the upper tank 303 and the lower tank 304.
  • the jacks 307 contract into the pits for jack installation 320 so as not to be an obstacle when the support base 305 is moved.
  • a pit 318 is provided below the furnace body 302, and a bogie 314 can move on the rail 315 in the pit 318.
  • the cart 3 14 can be moved by loading the support base 3 05 supporting the lower tank 304.
  • the bogie 314 is employed as a transfer means for transferring the lower tank 304 from directly below the upper tank 303.
  • Support arms 3 13 are provided on both sides of the upper tank 3 0 3, and an intermediate base 3 1 2 fixed to the foundation 3 2 6 is provided directly below the support arms 3 13 in the vertical direction. I have.
  • the support arm 313 is supported by the intermediate gantry 313 while the jack 307 is descending, and thereafter the upper tank 307 is formed. Does not descend, the lower tank 304 loaded on the cart 3 14 can move without being disturbed by the upper tank 303.
  • the intermediate gantry 312 is employed as upper tank support means for supporting the upper tank 303 at a predetermined position in the air.
  • the upper tank 303 is provided with an upper-blown oxygen lance 321, which penetrates through the top plate of the upper tank 303, and a duct 324 serving as an exhaust gas passage and a raw material supply port.
  • a tapping hole 3 22 and a bottom blowing tuyere 3 2 3 are provided to constitute a production furnace 301. Note that this production 301 is for smelting reduction production.
  • the upper part of the duct 324 is used.
  • the bogie 3 is located immediately below the support base 3 05 fixed with the anchor bolts 3 10.
  • Deploy 1 4 disengage the connection between the flanges 3 16 and 3 17, remove the nuts 3 11 and the anchor bolts 3 10, raise the jacks 3 07 and lower the lower surface of the support base 3 05 Contact.
  • the jack 307 is further raised to jack the upper tub 303, the lower tub 304, and the support base 305 to the jack 307. And a gap is formed between the support base 304 and the movable cotter 308.
  • the mobile type 308 is pulled out from the gap between the support base 305 and the base 326.
  • the movable tank 308 gradually lower the upper tank 303, the lower tank 304, and the support base 305 with the jack 307.
  • the support arm 3 1 3 is supported by the intermediate frame 3 1 2 and the upper tank 3 0 3 stops descending, but the jack 3 07 continues to descend further on the bogie 3 1 4
  • the support base 304 supporting the lower tank 304 is loaded.
  • the bogie 314 loaded with the lower tank 304 and the support base 304 moves from immediately below the upper tank 303 to the lower tank replacement position (not shown), and is crane (not shown) at the lower tank replacement position.
  • the support base 300 to which the repaired lower tank 304 is attached is newly loaded on the bogie 314.
  • the used lower tank 304 may be removed from the support base 304 to replace the used lower tank 304.
  • the carriage 314 is moved to dispose the maintained lower tank 304 just below the upper tank 303.
  • the support base 300 in a state where the lower tank 304 already maintained is supported by the jack 307 is raised, and the flange 317 of the lower tank 304 is connected to the flange of the upper tank 303. 3.
  • the jack 3 07 is further raised to the position where the upper tank 3 0 3 is pushed up by the lower tank 3 0 4, and then the jack 3 0 7 To stop.
  • the jack 307 is lowered to move the supporting base 305 down.
  • the vertical position adjustment of the support base 3 05 by the movable type 3 10 8 is performed by using the intermediate base 3 1 2 to prevent the load of the furnace body 3 2 from being applied to the intermediate base 3 1 2.
  • the position may be adjusted using the position where the gap between the support arms 3 and 13 forms about 10 mm as a guide.
  • the support base 304 is fixed with the anchor bolt 3110 and the nut 3111, and the replacement of the lower tank 304 is completed.
  • the intermediate frame 3 1 2 When the production starts in the production furnace 301, the upper tank 303 and the lower tank 304 both thermally expand and the intermediate frame 3 1 2 is separated from the support arm 3 1 3, and the support base 3 0 5 supports the entire weight.
  • the lower tank 304 can be replaced, and particularly the lower tank 304 needs to be replaced like a smelting reduction furnace. Can be applied as an inexpensive furnace without increasing equipment costs.
  • the present invention can be practiced even with a conventional one. Since the furnace of the present invention is of a stationary type and the lower tank at the bottom of the furnace can be replaced, the equipment cost can be significantly reduced as compared with a tilting furnace capable of replacing the lower tank. Also, in the conventional stationary furnace, the lower tank cannot be replaced, and damage to the lower tank determines the life of the furnace, and it is necessary to repair the entire furnace every time. According to the invention, the furnace can be renovated by replacing only the lower tank, and the effect is enormous.
  • the flange sealing device used in the metallurgical furnace according to the fifth embodiment includes: a pair of flanges;
  • a sealing surface member attached to at least one sealing surface of the pair of flanges
  • At least two seal members arranged in the radial direction of the flange between the seal surface member and the seal surface of the flange facing the seal surface member or the seal surface member so as to maintain the airtightness therebetween.
  • the seal member is preferably a tube seal, and the tube seal has a gas path for introducing a gas for expanding the seal. Furthermore, the sealing device has a pressing member for fixing the sealing member at a predetermined position on the sealing surface and a gas path for introducing a purge gas into a space formed between the pair of flanges.
  • FIG. 22 shows an embodiment of a sealing device according to the fifth embodiment, for example, an example of sealing a large-diameter flange for a furnace body with a furnace pressure of 2 [kg f / cm 2 ].
  • This device seals between the lower flange 400 (for example, outer diameter, ⁇ ) 12000 mm) and the upper flange 402, and the sealing surface of the upper flange 402 has a sealing surface member. 4 0 5
  • the sealing surface member 405 is replaceably mounted on the upper surface flange by bolts 411 and 411.
  • a packing is interposed between the back surface of the sealing surface member and the upper surface flange, and the seal is provided. The airtightness between the surface member and the upper surface flange is maintained.
  • a dimension of 40 X 40 min) is interposed with a gap.
  • the inflatable seals 403 and 403 have a tube shape capable of introducing gas into the inside, and are respectively connected to seal expansion gas paths 407 and 407 formed in the lower surface flange 401. I have. These gas paths are connected to an unillustrated gas (usually air) supply, which supplies inflation air to the inflatable seal and regulates its supply pressure to maintain the airtightness of both seal surfaces. ing. On both sides of these inflatable seals, holding members 404 and 404 (for example, 40 x 40 mm in cross section) are fixed to the lower surface flange to restrict the lateral displacement of the inflatable seal. I'm going to do it.
  • a purge gas introduction path 408 is formed on the lower surface flange, the base end of which is connected to a supply source of an inert gas (usually nitrogen gas) (not shown), and the tip end of which passes through a holding member between the inflatable seals.
  • an opening is formed in a space between the inflatable seals 400, 403 and the upper and lower seal surfaces.
  • nitrogen gas for purging is introduced into this gap.
  • a shield plate 410 is attached to the inside of the furnace of the lower flange so as to surround the above-described seal structure, thereby protecting the seal structure from heat in the furnace.
  • a cooling water channel 4 12 for cooling the flange is formed in the upper and lower flanges 401 and 402.
  • Reference numeral 406 is a hole for a fastening bolt (for example, M80 ⁇ 72).
  • the upper surface of the holding member 404 and the sealing surface member 405 are aligned, and the lower surface flange 401 and the upper surface flange 402 are fastened with a fastening port.
  • Inflation air at a pressure of 3 [kg f / cm 2 ] is sent to 03 from the two gas passages for seal inflation at four locations, and the inflatable seal is inflated and pressed against the seal face member. Sealed by Further, the contact surface of the pressing member fixed to the lower surface flange 401 is also sealed by the expansion force of the expansion seal 403.
  • the shielding plate 4 10 can shield direct radiant heat to the inflatable seal 4 0 3, and the cooling water passage 4 1 2 allows the metal temperature around the inflatable seal 4 3 to be reduced. By lowering the temperature, the temperature of the inflatable seal 3 can be kept below the heat-resistant temperature (for example, 80).
  • the seal can be made with the expansion force of the inflatable seal 403, If the flange is deformed during repeated opening and the gap exceeds 10 mm, insert a seal 409 between the upper flange 402 and the sealing surface member 405, or use the seal shown in Fig. 24.
  • the sealing performance can be maintained by replacing it with another sealing surface member 405 that matches the deformation of the flange as shown in FIG. Also, when the seal contact surface is damaged by the fastening or opening work of the flange, only the seal surface member 405 needs to be replaced.
  • the present invention it is possible to easily repair the flange by replacing the sealing surface of the flange and to correct the deformation of the flange, thereby easily maintaining the sealing performance.
  • the use of a plurality of inflatable seals for the seal member of the flange improves the sealing performance. By introducing a purge gas between the seal members, even if the airtightness is reduced, there is a danger due to gas exhaustion. It has a remarkable effect such as improving safety.
  • the metallurgical furnace according to Embodiment 6 includes: a furnace body; a tap hole provided at a lower portion of the furnace body; a tray for receiving pre-produced hot metal from a ladle; and charging the hot metal as seed water into the metallurgical furnace In order to do so, it comprises a hot metal introduction path for introducing hot metal from the saucer to the taphole.
  • the above metallurgical furnace preferably further has a heat insulating sleeve inside the tap hole in order to prevent spoiling when hot metal is introduced.
  • the heat-insulating sleeve is one selected from the group consisting of a pipe made of chamotte brick and a pipe formed by chamotte castable.
  • the metallurgical furnace further includes a heat insulating fiber or sheet for preventing spalling disposed inside the taphole, and a refractory pipe member disposed inside the fiber or sheet. It is desirable to have The heat insulating fiber or sheet is one selected from the group consisting of rock wool, glass, and porous materials.
  • the refractory steel pipe A l 2 ⁇ 3, M g O- (:, A l 2 ⁇ 3 - of S i C-C, which is one selected from the fired refractories and precast Canon scan evening one.
  • This apparatus includes a saucer 5330 for receiving hot metal 5200 manufactured in advance from a hot pot 5110; A smelting reduction furnace 550 provided with a taphole 540, and a hot metal introduction path 560 for introducing hot metal from the receiving tray 5330 to the tapping port 540 of the smelting reduction furnace; This is a device for charging the molten metal into the smelting reduction furnace, where the molten metal is charged from the tap hole of the smelting reduction furnace as seed water.
  • Hot metal produced in the steelmaking process can be used as seed water, and if an electric furnace is present in the steelmaking process, the hot metal produced by melting pig iron in the steelmaking process Can be used as seed hot water. Alternatively, can be used to dissolve the scrap, the pig iron produced by carburized as Taneyu.
  • the hot metal introduction path 560 that guides the hot metal in the saucer to the tap hole is provided with a refractory pipe 562 through which pig iron passes in a box 561, as shown in Fig. 26.
  • Sand 563 is filled between the refractory pipe.
  • Refractory pipes need only be durable only when the seed water is introduced, so inexpensive materials such as SK34 can be used.
  • the construction of the taphole refractory is a set brick 544 having a rectangular outer shape and a circular inner diameter as shown in FIG.
  • the construction of taphole refractories in smelting reduction furnaces is basically the same as that of blast furnaces. Since molten iron and slag flow in the smelting reduction furnace, as shown in the blast furnace, the mazdo does not accumulate at the front of the taphole beyond the thickness of the taphole ⁇ the fire material. Therefore, it is not possible to recover taphole depth, as in blast furnace operation. Since the life of the taphole is a deciding factor of the life of the smelting reduction furnace body, it is necessary to take care that the taphole refractory is not damaged by the spoiling during the charging of hot metal.
  • a heat insulating sleeve 541 for preventing spalling is installed in the above-mentioned sleeve inside the set brick in order to prevent the damage. It is desirable to do.
  • the sleeve 541 is made of, for example, a pipe made of a chamotte brick or a pipe formed of a chamotte castable.
  • a heat insulating fiber or spalling stopper is provided inside the set brick 544.
  • a sheet 542 is arranged, and a refractory pipe member 543 is arranged inside the fiber or sheet.
  • the heat insulating fiber sheet 542 is made of, for example, rock wool, glass, or porous material.
  • Refractory steel path I flop member 5 4 3, for example, Al 2 0 3, Mg O- C, A 1 2 O 3 - of S i C-C, is composed of a sintered refractory and pre-cast wire carrier star. By arranging them, the inside diameter of the taphole is about 50-100 mm.
  • Embodiment 6 since the taphole of the smelting reduction furnace is used as the charging port for the seed water, no mechanical seal is required.
  • the smelting reduction furnace is a facility that operates at a high pressure of 0.2 MPa or more, it is necessary to maintain the sealing performance of that part if a separate inlet for seed water is provided.
  • Taphole for seed water as in the present invention If it is used at the inlet of hot metal, operation can be started after charging by closing it with a matsu gun in the same way as normal operation, and no mechanical sealing device is required. In addition, the heat insulation of the taphole has been improved, and it is now possible to receive seed water while protecting the taphole refractory.
  • the hot metal was introduced from the tap hole as seed metal, but no damage to the tap hole was observed when the hot metal was inserted.
  • the mud gun is closed with a mud gun, and for a short time
  • the taphole is used as an inlet for the seed metal, so that the operation can be quickly performed after the taphole is closed. You can start.
  • the structure that prevents spalling of the taphole refractory has a remarkable effect of not damaging the furnace refractory at the taphole.
  • the operation of a metallurgical furnace consists of the following steps:
  • the stirring gas is switched to an oxygen-containing gas and blown from at least one of the bottom blow nozzles, and the refractory around the bottom blow nozzle is melted to increase the hole diameter.
  • the process of discharging molten metal is switched to an oxygen-containing gas and blown from at least one of the bottom blow nozzles, and the refractory around the bottom blow nozzle is melted to increase the hole diameter.
  • the method for operating a metallurgical furnace further includes a step of detecting the remaining length of the bottom blow nozzle with a detection sensor.
  • the gas blown from the bottom blowing nozzle is switched from the stirring gas to the oxygen-containing gas when the remaining length of the bottom blowing nozzle detected by the detection sensor reaches the reference length.
  • a fixed furnace body is used as the furnace body for performing the operation with the iron bath remaining.
  • equipment costs can be reduced compared to a tilting furnace such as a converter, which contributes to a reduction in manufacturing costs.
  • a metal water-cooled panel can be provided instead of the refractory at the furnace wall in contact with the slag, which contributes to a reduction in furnace body refractory cost.
  • a tap hole is provided on the side wall of the fixed furnace body, and a predetermined amount of iron bath is provided below the tap hole by discharging pig iron and molten slag generated in the furnace continuously or intermittently from the tap hole. Can always be secured.
  • a reaction in the furnace for example, a reduction reaction, can be promoted by blowing gas for stirring] from the bottom blow nozzle provided on the furnace bottom and stirring the iron bath by IS.
  • the blowing gas of at least one bottom blow nozzle is switched from the stirring gas to the oxygen-containing gas,
  • the contained gas is blown into the furnace.
  • the oxygen in the oxygen-containing gas reacts with the iron bath to generate FeO and generate heat.
  • This heat and FeO melt the bottom-blowing nozzle and the refractory around the bottom-blowing nozzle, and the enlarged hole extends from the inside of the furnace to the outside of the furnace around the position where the bottom-blowing nozzle was installed. Formed towards.
  • the enlarged hole penetrates the furnace bottom, and the remaining molten metal in the furnace Is discharged outside the furnace through the enlarged hole
  • the remaining molten metal can be discharged when the remaining length of the bottom blow nozzle reaches the reference length determined by the service life.
  • Furnace refractories can be used to the utmost, and the cost of furnace body refractories is further reduced.
  • the iron bath is a hot metal, a molten steel, and a molten iron alloy
  • the stirring gas is an inert gas such as nitrogen or Ar, or generated from this fixed furnace body.
  • Exhaust gas, and oxygen-containing gas is air, oxygen, and a mixture of air and oxygen.
  • FIG. 30 is a schematic side sectional view of a fixed furnace body for smelting reduction of iron ore showing an example of an embodiment of the present invention.
  • FIG. 31 is a bottom blow nozzle portion of FIG. FIG.
  • the outer shell is a furnace shell 602, and two layers of bricks are arranged in the lower part of the furnace shell 6.2 from the inside in the order of work useful tiles 603 and permanent bricks 604.
  • the smelting reduction furnace 60 1 with a stacked structure is fixed to the foundation 6 2 3 with the support 6 2 2.
  • the hot metal 606 and the molten slag 607 are held at the site of the two-layer brickwork structure.
  • a duct 62 connected to a dust collector (not shown) or a preliminary reduction furnace (not shown), And a raw material input port 621 for supplying the raw material.
  • an upper blowing lance 618 is provided so as to be able to move up and down through the furnace shell 602 of the canopy, so that oxygen can be blown into the furnace.
  • bottom-blowing nozzles 6 are used to blow inert gas such as nitrogen or Ar or exhaust gas from the smelting reduction furnace 601 into the hot metal 606 as a stirring gas.
  • 08, 608a and 608b are provided.
  • the number of bottom blow nozzles 608 to be installed depends on the internal volume of the smelting reduction furnace 601, but is set to about 6 to 20 for one smelting reduction furnace 1.
  • Bottom blow nozzles 608, 608a and 608b are made of stainless steel pipes with an inner diameter of 10 to 30 mm ⁇ , and sleeve brick 610 surrounds the periphery of the bottom blow nozzles.
  • the nozzles 608, 608a and 608b are prevented from being damaged by the hot metal 606.
  • the bottom blow nozzles 608, 608a, 608b can be attached to the furnace bottom by, for example, using a bottom blow nozzle 608, 608a, 608b and a sleeve brick 610. It is constructed integrally with the presser foot 6 1 1, and fitted into the work brick 6 03 from outside the furnace, and the presser foot 6 11 1 is attached to the furnace body steel 6 0 2 by welding or porting. You can do that. Then, the bottom blow nozzles 608, 608a, 608b are connected to the gas flood pipe 612, and the stirring gas is blown. In this embodiment, an example is shown in which nitrogen is used as the S stirring gas.
  • the gas supply pipe 612 connected to the bottom blowing nozzle 608 provided at the center of the furnace bottom is composed of a stirring gas supply pipe 612 a, an oxygen-containing gas supply pipe 612 b And blow it from the bottom blow nozzle 608 with the valve 613 provided on the stirring gas supply pipe 612a and the valve 614 provided on the oxygen-containing gas supply pipe 612b.
  • the gas can be switched between a stirring gas and an oxygen-containing gas.
  • An inner pipe 609 made of stainless steel pipe is installed in the bottom blow nozzle 608, and the tip of the inner pipe 609 reaches the furnace inner surface.
  • An optical fiber 6 17 is inserted into the housing together with a mortar (not shown). The tip of the outside of the furnace of the optical fiber 6 17 is connected to the detection device 6 16, and thus the remaining length of the bottom blowing nozzle 6 08 is formed by the detection device 6 16 and the optical fiber 6 17. And a detection sensor 6 15 for detecting the height. The remaining length of the bottom blowing nozzle 608 by the detection sensor 615 is measured as follows.
  • the detection device 6 16 is a device having an optical pulse oscillation and reception, and a signal processing operation function.
  • the light pulse transmitted from the detection device 6 16 passes through the optical fiber 6 17, and is reflected at the tip of the optical fiber 1 inside the furnace and returns to the detection device 6 16.
  • the detection device 6 16 measures the time from transmission to reception of the light pulse, and calculates the distance from the time to the tip of the optical fiber 16 17 inside the furnace.
  • the optical fiber 6 17 also wears out as the bottom blow nozzle 6 08 wears out, so the distance to the tip of the optical fiber 6 17 and the distance to the furnace inside tip of the bottom blow nozzle 6 08 are the same. Thus, the remaining length of the bottom blowing nozzle 608 is measured.
  • the metal water-cooled panel 6 19 has higher durability against the molten slag 607 than the refractory, and is used as a substitute for the refractory.
  • Iron ore, coal, quicklime, and lightly burnt dolomite are supplied to the smelting reduction furnace 600 of this configuration from the raw material inlet 621, and oxygen is blown from the top blowing lance 618 to blow the bottom. Nitrogen is blown from the nozzles 608, 608a, 608b to melt and reduce iron ore to produce hot metal 606. Hot metal 6 06 force A predetermined amount is secured, and before reaching the metal water-cooled panel 6 19, the tap hole 605 is opened to open the hot metal 6 06 and molten slag 6 07 into the hot metal holding vessel (shown in the figure). )). After discharge, the tap hole 605 will be filled again with the matsud agent 624, the discharge will be stopped, and the operation will be continued.
  • the gas blown from the bottom blowing nozzle 608 is switched to an oxygen-containing gas.
  • the oxygen-containing gas is appropriately selected from air, oxygen, and a mixed gas of air and oxygen.
  • the standard of the remaining thickness of the work brick 603 is about 40 to 80 mm
  • the standard of the remaining length of the bottom blow nozzle 608 is the part of the part to be fitted to the work brick 603.
  • the remaining length shall be 40 to 80 mm.
  • the reference values for the remaining length and residual thickness are not limited to the above, and the intended use of the furnace What is necessary is just to determine the optimal value according to.
  • the hot metal 606 is oxidized and generates heat, and at the same time, FeO is generated. Due to this heat, the bottom blow nozzle 6108 made of stainless steel pipe melts first, and then the sleeve brick 610 around the bottom blow nozzle 6108 melts by the above-mentioned FeO and oxidizing heat, and the bottom blow nozzle 6108 melts. An enlarged concave portion is formed at the tip of the blowing nozzle 608.
  • the recess gradually progresses from the furnace inner side to the furnace shell 2 side, and an enlarged hole from the furnace inner side to the furnace body shell 2 side is formed in the sleeve brick 6 10.
  • this enlarged hole is The broken line is shown in 6 10, and the inner diameter of the enlarged hole is shown by D.
  • the presser foot 6 11 1 melts, and the hot metal 606 and the molten slag 6 07 in the furnace are placed in the hot metal holding vessel (shown in FIG. )) Drops in and flows out.
  • the optical fiber 6 17 and a part of the gas supply pipe 6 12 are simultaneously melted and damaged.
  • the oxygen-containing gas blown from the bottom blow nozzle 608 having an inner diameter of 10 to 30 mm ⁇ is preferably 100 to 100 Nm 3 ZHr. 1 0
  • the inside diameter D of the enlarged hole becomes 100 to 20 Ommci), and the hot metal 606 remaining in the furnace is quickly discharged, for example, in a few minutes if it is about 500 tons. Is done.
  • the inner diameter D of the enlarged hole is 100 to 20 O mm (/), it can be easily restored by the same work as the replacement work of the normal bottom blow nozzle 608.
  • the usual work of replacing the bottom blow nozzle 6 08 is to separate the presser foot 6 1 1 from the furnace shell 6 0 2, pull out the bottom blow nozzle 6 8 8 together with the sleeve brick 6 10
  • the residual molten metal can be inexpensively and reliably used without using a special device. Can be discharged.
  • the iron ore smelting reduction furnace 601 was described as a fixed furnace body.However, the fixed furnace body is not limited to the smelting reduction furnace 601. Furnace for melting iron scrap, which melts into iron, and a furnace for producing Fe-Ni alloy and Fe-Cr alloy in the molten state by injecting oxygen and reducing Ni ore and Cr ore with a coater Can be similarly applied. Further, the number and position of the bottom blow nozzles for blowing the oxygen-containing gas are not limited to those described above. An oxygen-containing gas may be blown from the fuel cell.
  • the detection sensor 6 15 is not limited to the above, but may have a structure in which the optical fiber 6 17 is embedded in the sleeve brick 6 10.
  • a coaxial cable or two insulated cables may be used instead of the optical fiber 6 17, a coaxial cable or two insulated cables may be used.
  • a method may be used in which an electromagnetic pulse is applied and measurement is performed using a line having electrical conductivity.
  • the bottom blow nozzle 608 is made of a refractory material instead of a stainless steel pipe, application of the present invention will not be hindered at all.
  • a work piece of Mg-graphite brick was set to a thickness of 90 Omm on the inner surface of the furnace shell with a diameter of 1 Om, and a 15 Omm thick MgO brick was set as a permanent useful tile outside.
  • the bottom blow nozzle is made of stainless steel pipe with an outer diameter of 29 and an inner diameter of 25 ⁇ .
  • An optical fiber having a diameter of 0.2 mm ⁇ /> was fitted together with a mortar into a stainless steel inner tube having an outer diameter of 17 mm ⁇ i) and an inner diameter of 12 mm ⁇ i).
  • the total number of bottom blow nozzles is 10, and the bottom blow nozzle that blows oxygen-containing gas is one at the center of the furnace.
  • the total nitrogen supply from the bottom blow nozzle is 8000 to 12000 Nm 3 ZH r
  • the oxygen supply from the top blow lance is 7 500 ONm 3 H r
  • the iron ore supply is 190 ton / H r
  • the iron ore was melt-reduced with a coal supply of 100 ton / Hr, a quicklime supply of 4 tn / Hr, and a light burnt dolomite supply of 4 ton / Hr.
  • the hot metal was produced at 125 tn / Hr, and the operation continued while discharging the hot metal and molten slag generated from the tap hole every two hours into the hot metal holding vessel.
  • FIG. 32 shows the embedding of the sleeve brick near the boundary between the work brick and the permanent brick.
  • FIG. 9 is a diagram showing the results of time-series measurements of the measured value of the bottom-blowing nozzle temperature by a thermocouple, the decrease in the bottom-blowing nozzle length by a detection sensor, and the back pressure of the injected oxygen from the start of oxygen injection.
  • the temperature of the bottom blow nozzle was 400 to 600, which was a value having no problem in terms of temperature.
  • the back pressure gradually decreased with the blowing time and dropped to 4 kg Z cm 2 at the time of tapping.
  • the distance from the inside of the bottom-blowing nozzle inside the furnace to the presser foot was about 100 cm, but the decrease in the length of the bottom-blowing nozzle by the detection sensor was also about 100 cm. It was confirmed that the output sensor measured accurately.
  • the discharge hole had a diameter of 100 to 150 mm ⁇ , but settled in the sleeve brick. It was confirmed that there was no damage to the furnace bottom peripheral equipment.
  • the oxygen-containing gas is blown from the bottom blow nozzle that blows the stirring gas, and the hole in which the bottom blow nozzle is installed is enlarged to discharge the remaining molten metal.
  • the residual molten metal can be reliably discharged, and as a result, the operating rate of the furnace body can be significantly improved, and the cost required for the operation of discharging the residue in the furnace can be significantly reduced. is there.

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Description

明細書 冶金炉の構造及びその冶金炉による操業方法 技術分野
本発明は、 冶金炉の構造及びその冶金炉による操業方法に関する。 背景技術
転炉、 電気炉、 溶融還元炉等の各種冶金炉の炉壁内面は、 一般的には耐火物で 構築される。 しかし、 この耐火物の炉壁は、 溶鋼等の溶融金属に浸漬している部 分では比較的損傷が少ないものの、 溶融スラグと接触する部分や高温ガスにさら される部分では損傷が激しく、 短期間で取り替える必要が生じる。 そのため、 炉 体の耐用性向上対策として、 溶融金属に浸漬されない部分を、 内部に冷却水を通 す金属製の水冷パネルとして構築することが提案されている。
例えば、 特開平 4一 3 1 6 9 8 3号公報は以下のような冶金炉の炉壁構造を開 示している。
(A) 炉内側の耐火壁が耐火物ライニングと水冷パネルによって形成されること。
( B ) 水冷パネルとこれに隣接する耐火物ライニングとの間に仕切り材を介在さ せること。
( C ) 水冷パネルと炉体鉄皮との間に不定形耐火物層を設けること。
(D) 仕切り材は水冷パネルと炉体鉄皮との間に流し込まれる不定形耐火物の型 枠になること。
( E) 水冷パネルが内張り煉瓦の過熱を防止するので、 炉体の耐用性が向上する こと。
特開平 4— 3 1 6 9 8 4号公報には、 以下に示される冶金炉における水冷パネ ルの取り付け構造が開示されている。
( a ) 水冷パネルは精鍊炉の内壁に部分的に取り付けられること。
( b ) 水冷パネルと炉体鉄皮との間に耐火物が充填されること。 ( C ) 水冷パネルと炉体鉄皮の間の上下面、 側面の全部又は一部が薄板で蔽われ ること。
( d ) 水冷パネルから漏水しても漏水が金属浴に侵入しないこと。
特開平 6— 5 0 6 6 9号公報は溶融金属を収納し、 精鍊を行う溶融金属精鍊容 器を開示している。 精鍊中溶融金属に浸漬する範囲の耐火壁に耐火物が内張りさ れる。 この耐火壁上端上方の耐火壁の一部又は全部が冷却機構を内蔵する冷却構 造体により構成される。
以上述べたような従来の水冷パネルは、 水冷パネルの下部に設けられた給水口、 水冷パネルの上部に設けられた排水口、 給水口と排水口との間の複数の水平方向 の水路と水平方向の水路を結ぶ折り返し部から構成されていた。 冷却水は給水口 から入り、 水平方向の水路を 1 8 0度折り返して上昇し、 そして水冷パネルの上 部に設けた排水口から排出されていた。 従来の水冷パネルの冷却水の水路は、 1 8 0度の折り返し部を有するため、 冷却水の圧力損失が増大し、 冷却水循環用ポ ンプの圧力アツプが必要となり、 設備費及び運転費が高くなるという問題点が発 生していた。
特開平 4一 3 1 6 9 8 3号公報及び特開平 4一 3 1 6 9 8 4号公報は、 炉壁の 一部に 1個の水冷パネルを設置する場合については開示している。 炉周全体に水 冷パネルを設置する場合、 多数の水冷パネルを並べて配置する必要があるが、 し かし、 前記 2つの公報は、 水冷パネルを並べて配置することについては何ら記載 していない。 また、 溶融状態の銑鉄を連続して保持し、 製造する固定式の鉄のスクラップ溶 解炉ゃ鉄鉱石の溶融還元炉では、 炉内に保持される銑鉄ゃスラグの温度が高炉の それらと比べて高く、 且つ、 反応速度を促進させるために銑鉄とスラグとを強攪 拌する操業であるため、 内張りした煉瓦の損耗が激しく、 炉寿命は数週間ないし は数ケ月の短期間となる。 そのため、 これら炉体においては、 操業の安定性ゃ耐 火物コストの向上のため、 操業中に、 より精度良く煉瓦の残存厚みを把握するこ とが極めて重要となる。
このような固定式の鉄のスクラップ溶解炉や鉄鉱石の溶融還元炉にて、 内張り された煉瓦の残存厚みを熱電対、 同軸ケーブル或は放射性物質による方法で測定 すると、 以下の問題点が発生する。
熱電対による方法では、 1本の熱電対により残存厚みを推定できる範囲は限ら . れ、 炉全体では多数の熱電対が必要になる。 又、 熱電対と煉瓦との接触状態によ り熱電対で検出される温度に変化が生じ、 十分な測定精度が得られない。
同軸ケーブルによる方法では、 精度良く残存厚みを測定できるが、 同軸ケープ ルを埋め込んだ位置のみの情報であり、 炉全体では熱電対に比べて、 更に多くの 同軸ケーブルが必要になる。
放射性物質による方法では、 放射性物質の有無により測定するので、 炉全体で は多数の放射性物質を埋め込む必要がある。 更に、 放射性物質の取り扱いには安 全衛生上の制約が多く、 実用的ではない。
このように、 固定式の鉄のスクラップ溶解炉や鉄鉱石の溶融還元炉に、 従来の 煉瓦残存厚みを推定する方法を用いて、 炉全体で精度良く煉瓦の残存厚みを測定 しょうとすると、 測定機器の費用や、 測定機器の炉への設置費用等で、 極めて大 きなコストアップとなり、 経済的でない。 更に、 鉄の溶融還元製鍊においては、 転炉型溶融還元炉と据置型溶融還元炉の
2つの型式の製鍊炉が提案されている。 例えば、 特開平 1— 1 9 8 4 1 4号公報 には炉体中央部をトラニオン軸受で支持された転炉型溶融還元炉が、 又、 特開平 4 - 8 0 3 1 1号公報には炉底部に出湯孔を設けたシャフト状の据置型溶融還元 炉が開示されている。
鉄の溶融還元製鍊は連続方式の製鍊であり、 転炉型溶融還元炉のような傾動型 製鍊炉を用いる必然性はないが、 常に高温の溶銑と高温の溶融スラグとを保持す るため、 炉体底部の下部槽耐火物の損耗が激しく、 その結果、 下部槽鉄皮の熱変 形等による損傷が激しくなる。 そのため、 溶融還元炉としては、 製鋼用転炉のよ うに下部槽の交換が可能な傾動型製鍊炉が有利となる。
しかし従来の下部槽の交換可能な傾動型製鍊炉では、 炉殻が大型になるとトラ 二オン軸等の傾動用支持部の支持重量が増大し、 支持部の機械的強度確保のため 設備が大型化して設備費の増大を招く。 更に、 大型化により炉廻りの他の付属機 械の配置が困難となる。
又、 据置型製鍊炉は炉殻の大型化に伴う設備費の増大は傾動型製鍊炉に比べて 軽微であるが、 従来の据置型製鍊炉では、 特開平 4一 8 0 3 1 1号公報に示され るように、 底吹きノズルの取り付け部等の炉底の一部は交換できるものの、 下部 槽全体の交換はできない。 この状況下での炉の内張り煉瓦の補修には損耗煉瓦の こわし、 損耗煉瓦の搬出、 新しい煉瓦の搬入等で多大な時間がかかるために、 現 実的ではない。 次に、 溶融還元炉の操業開始のために種湯を装入する方法には、 スクラップや ナマコ等の冷鉄源を溶融還元炉内で酸素ジエツトにより溶解し、 これを種湯とす る方法がある。 しかし、 この方法は耐火物への浸食性が著しい F e 0を生成する ために溶融還元炉内張り耐火物を損傷する恐れがある。
このため、 傾動式炉体の場合と同様に、 固定式炉体の炉頂に開口部を設け注湯 する方法が考えられる。 しかし、 炉内は水冷パネルが全周に設置してあり、 注湯 時に水冷パネルの損傷が懸念される。 また、溶融還元炉は 0. 2MPa以上の高圧で操 業される設備であるため、 開口部を設けた場合、 その部分のシール性を維持する 必要があり、 溶銑装入後その凝固を防止するため数時間以内に開口部を閉塞し、 気密確認後操業を開始することは非常に困難である。 鉄浴を有する鉄鉱石の溶融還元方法は、 石炭ゃコークス等炭材の酸素による燃 焼熱にて、 鉄浴上に装入した鉄鉱石と生石灰等フラックスとを溶融し、 この溶融 した鉄鉱石を炭材により還元して生成する溶銑及び溶融スラグを連続的又は間歇 的に炉外に排出する方法である。 この方法では、 炉内の反応を促進させるために 炉底から攪拌用ガスを吹き込み、 又、 鉄浴を常に炉内に確保する必要があり、 排 出の際も所定量の鉄浴を炉内に残留させている。 そのため、 一般に炉側壁に出湯 口を設け、 出湯口より下方に所定量の溶銑を残留させて操業を行っている。
溶融還元炉としては、 製鋼用転炉のように回転可能な傾動式炉体と、 高炉のよ うな固定式炉体とが用いられており、 ワーク煉瓦が損耗して炉寿命が尽きた場合、 傾動式炉体であれば炉体を傾動して、 炉内に残留する溶銑及び溶融スラグからな る残溶湯を炉ロ又は側壁の出湯口から排出可能であるが、 固定式炉体では高炉と 同様に放冷して残溶湯を凝固させた後、 破砕 ·切断して炉外に排出しなければな らない。 そのため、 長い放冷期間を必要とし、 炉修が延長して稼働率が低減し、 又、 排出作業のための設備、 要員により、 製造コスト上昇の原因となっていた。 この問題を解決する手段として、 例えば特開平 2— 6 6 1 1 0号公報、 及び、 特開平 3— 2 5 3 5 0 8号公報に開示された炉底の出湯口から残溶湯を排出する 方法がある。
特開平 2— 6 6 1 1 0号公報には、 開閉ゲートにて開閉する出湯ロを炉底に設 け、 炉内を上下する上吹き酸素ランスを介して出湯口内に詰め砂を供給して出湯 口の開閉を行う出湯口閉塞装置が開示されており、 又、 特開平 3— 2 5 3 5 0 8 号公報には、 炉底に設けた出湯口の出口にスライディングノズルを設けると共に、 この出湯口に連結して内部に出湯用流路を設けた煉瓦体を炉内に立設し、 出湯口 入口を炉床の上方に位置させて所定量の溶銑を炉内に残留させることが可能な出 湯口構造が開示されている。
特開平 2— 6 6 1 1 0号公報では、 炉底から出湯できるので、 炉寿命となった 際には炉内の残溶湯を出湯口から排出することができるが、 通常の出湯時に炉内 に所定量の鉄浴を残留させて出湯口を閉塞することは、 極めて困難である。 何故 なら、 スライディングノズルの耐火物はせいぜい 1 0回程度の耐用性しかないか らである。 又、 出湯口内への詰め砂の供給ができないという問題もある。
特開平 3— 2 5 3 5 0 8号公報では、 出湯口内への詰め砂の供給は可能である が、 炉内に立設する煉瓦体を設けているため、 所定量の鉄浴が必ず残留する。 又、 立設する煉瓦体を壊せば、 残溶湯の排出が可能となるが、 この場合には立設する 煉瓦体を容易に壊すことのできる材質及び構造とする必要があり、 逆に、 煉瓦体 の損耗により通常操業中の所定量の鉄浴確保が達成されない虞が高い。
このように、 固定式炉体の炉底に出湯口を設けても、 通常操業中には所定量の 鉄浴を安定して残留させ、 又、 炉寿命時には残溶湯を容易に排出させるという 2 つの機能を持たせることは、 極めて困難である。 発明の開示
本発明は、 設備費及び運転費共に低減することが可能な冶金炉及びその冶金炉 による操業方法を提供する。
上記目的を達成するために、第 1に、本発明は以下からなる冶金炉を提供する: 炉体鉄皮;
該炉体鉄皮の内側に設けられた内張り煉瓦からなる底部壁: と
該炉体鉄皮の内側に設けられた金属製水冷パネルからなる側壁。
該金属製水冷パネルは、 冷却水を通す渦巻き型構造を持つ水路を有するのが好 ましい。
第 2に、 本発明は以下からなる冶金炉の側壁に設けられる水冷パネルを提供す る:
金属製水冷パネル; と
該金属製水冷パネル内に設けられた冷却水を通す渦巻き型構造を持つ水路。 第 3に、 本発明は以下からなる冶金炉を提供する:
炉体鉄皮:
該炉体鉄皮の内側に設けられた水冷パネルからなる炉壁;
水冷パネルと水冷パネルとの間に設けられ、 炉体鉄皮に取り付けられた金属 製の仕切り材; と
該水冷パネル、 仕切り材と炉体鉄皮とで囲まれた部分に設けられた不定形耐 火物層。
該仕切り材は炉体鉄皮側から炉内に向かってその断面が狭くなる楔型を有す るのが好ましい。
第 4に、 本発明は以下からなる冶金炉を提供する:
鉄を含有する溶融金属とスラグを保持し、 製造するための炉体;
炉体の外郭を形成する鉄皮;
溶融金属及びスラグと接触する炉体の内周部に配置される、 M g〇、 A 1 2 〇3、 黒鉛、 S i C、 又は S i〇2を主成分とする内周煉瓦; と
前記内周煉瓦の外側に、 溶融金属及びスラグに溶出しても操業上問題が無く、 且つ、 検出が容易な物質を検出用物質として 1 O w t %以上含有する検出用煉瓦。 前記検出用物質は、 C r系酸化物、 S r系酸化物、 Z r系酸化物からなる群の 中から選択された少なくとも 1つの物質であるのが好ましい。 前記検出用煉瓦は 少なくとも 3 0 mmの厚みを有するのが望ましい。
第 5に、 本発明は以下からなる冶金炉を提供する :
上部槽と下部槽からなり、 上部槽と下部槽とに分離可能な炉本体; 前記炉本体の下方に前記下部槽に連結して設けられ、 且つ上部槽と下部槽と が連結される場合には炉本体全体を支持する支持基盤;
前記支持基盤を昇降させて上部槽と下部槽とを分離、 密着させる昇降手段; 前記昇降手段にて上昇した支持基盤の鉛直方向の位置を調整して保持する位 置調整手段;
前記位置調整手段により鉛直方向の位置を調整された支持基盤を固定する固 定機構; と
前記昇降手段により炉本体を 2つに分離する場合に、 上部槽を空中の所定位 置で支持する上部槽支持手段。
第 6に、 本発明は以下の工程からなる上部槽と下部槽とを有する冶金炉での下 部槽交換方法を提供する :
上部槽と下部槽とに分離可能な炉本体と炉本体の下方に下部槽に連結して設 けられた支持基盤を提供する工程;
前記支持基盤にて炉本体を支持しつつ上部槽と下部槽との連結を解く工程; 連結の解除された支持基盤を下降させる工程;
前記の支持基盤を下降させる工程において、 上部槽支持手段にて上部槽を空 中の所定位置で支持させて上部槽と下部槽とを分離する工程;
分離された下部槽を上部槽直下から移動させる工程;
支持基盤と連結した新たな下部槽を上部槽直下に配備する工程; と
支持基盤を上昇させて上部槽と新たな下部槽とを密着させて連結する工程。 第 7に、 本発明は以下からなる冶金炉に使用されるフランジのシール装置を提 供する:
一対のフランジ; 前記一対のフランジの少なくとも一方のシール面に取り付けられたシール 面部材; と
前記シール面部材とこれに対向するフランジのシール面又はシール面部材 との間に両者間を気密に保持するためにフランジの径方向に列設された少なくと も 2つのシール部材。
前記シール部材がチューブシールであるのが好ましい。
本シール装置はフランジ部に設けられているがこれに限定されず、 シール用部 材溶接用部に設けても良い。
第 8に、 本発明は以下からなる冶金炉を提供する:
炉体;
前記炉体の下部に設けられた出銑口 ;
予め製造した溶銑を錶込み鍋から受ける受皿; と
溶銑を冶金炉内に種湯として装入するために、 前記受皿から出銑口へ溶銑 を導入する溶銑導入路。
第 9に、 本発明は以下の工程からなる冶金炉の操業方法を提供する :
炉底に設けられた少なくとも 1つ以上の底吹きノズルから攪拌用ガスを鉄 浴に吹き込む工程;
炉側壁に設けられた出湯口から溶湯を排出する工程;
前記底吹きノズルの少なくとも 1つから、 攪拌用ガスを酸素含有ガスに切 り替えて吹き込み、 底吹きノズル周囲の耐火物を溶融して穴径を拡大し、 拡大し た穴から炉内の残溶湯を排出する工程。
前記の攪拌用ガスは炉底近傍の側壁ノズルより鉄浴に吹き込んでもよい。 前記 の攪拌用ガスは少なくとも 1つ以上の底吹きノズルと側壁ノズルの両方より吹き 込んでもよい。
上記の冶金炉の操業方法は、 更に、 前記底吹きノズルの残存長さを検出センサ 一により検出する工程を有してもよい。 図面の簡単な説明
第 1図は、 本発明の実施の形態 1の例を示す水冷パネルの縦断面概要図である。 第 2図は、 本発明の実施の形態 1の他の例を示す水冷パネルの縦断面概要図で ある。
第 3図は、 本発明の実施の形態 1の他の例を示す水冷パネルの縦断面概要図で ある。
第 4図は、 本発明の実施の形態 1の他の例を示す水冷パネルの縦断面概要図で ある。
第 5図は、 本発明の実施の形態 1の他の例を示す水冷パネルの縦断面概要図で ある。
第 6図は、 本発明の実施の形態 1に基づく水冷パネルを設置した溶融還元炉の 断面概要図である。
第 7図は、 従来の水冷パネルの水路の構造を示す縦断面概要図である。
第 8図は、 本発明の実施の形態 2に基づき水冷パネルを設置した溶融還元炉の 断面概要図である。
第 9図は、 第 8図の水冷パネル部を炉内側から見た概要図である。
第 1 0図は、 第 8図の水冷パネル部の縦断面概要図である。
第 1 1図は、 本発明の実施の形態 2による水冷パネルを有する冶金炉において、 水冷パネルを取り外す直前の状態を示す縦断面図である。
第 1 2図は、 本発明の実施の形態 2による水冷パネルを有する冶金炉において、 水冷パネルを取り外した状態を示す縦断面図である。
第 1 3図は、 本発明の実施の形態 2による水冷パネルを有する冶金炉において、 新たに水冷パネルを設置する状態を示す縦断面図である。
第 1 4図は、 本発明の実施の形態 3の 1例を示す固定式炉体の側断面概略図で ある。
第 1 5図は、 本発明の実施の形態 3の実施例 1における炉体側壁部の煉瓦積み 構造を示す平断面概略図である。
第 1 6図は、本発明の実施の形態 3の実施例 2における炉体側壁部の煉瓦積み 構造を示す平断面概略図である。
第 1 7図は、 本発明の実施の形態 4による据置型製鍊炉の実施の形態例を示す 平面概略図である。 第 1 8図は、 第 1 7図における X— X面の縦断面概略図であり、 上部槽と下部 槽とが連結された状態を示す図である。
第 1 9図は、 第 1 7図における X— X面の縦断面概略図であり、 下部槽を取り 外した状態を示す図である。
第 2 0図は、 第 1 7図における Y— Y面の縦断面概略図である。
第 2 1図は、 第 1 7図における Z— Z面の縦断面概略図である。
第 2 2図は、 本発明の実施の形態 5の一実施の形態を示す断面図である。
第 2 3図は、 本発明の実施の形態 5においてフランジが変形したときの状態を 示す説明図である。
第 2 4図は、 本発明の実施の形態 5において上フランジが変形したときの変形 修正部材の取り替えを示す説明図である。
第 2 5図は、 本発明の実施の形態 6の一例を示す溶融還元炉の説明図である。 第 2 6図は、 第 2 5図の A —A線に沿う溶銑導入路の構造を示す断面図である。 第 2 7図は、 本発明の実施の形態 6の出銑口の構造を示す斜視図である。
第 2 8図は、 本発明の実施の形態 6の出銑口のスポーリング防止構造の一実施 態様を示す斜視図である。
第 2 9図は、 本発明の実施の形態 6の出銑口のスポ一リング防止構造の他の実 施態様を示す斜視図である。
第 3◦図は、 本発明の実施の形態 7の 1例を示す固定式炉体の側断面概略図で ある。
第 3 1図は、 第 3 0図の底吹きノズル部の拡大図である。
第 3 2図は、 本発明の実施の形態 7の実施例における底吹きノズル温度、 底吹 きノズル長さの減少量、 及び吹き込み酸素の背圧の測定値を時系列的に示す図で ある。 発明を実施するための最良の形態
実施の形態 1
実施の形態 1による水冷パネルの水路構造は、 冶金炉側壁に設置され、 内部の 水路に冷却水を通す金属製水冷パネルの水路構造であって、 前記水路が渦巻き型 であることを特徴とするものである。
水冷パネルの給水口から排出口に至るまでの水路の圧力損失は (1) 式で表わ される。
Δ Ρ=[(ζ +λ XL/D) X r XV2]/(2XgX10000)- ( 1)
但し (1) 式において、 ΔΡは水路の圧力損失 (kgf/cm2) 、 ζは水路の折り返 し部の損失係数 (一) 、 λは水路の直線部の摩擦係数 (一) 、 Lは水路の直線 部の総長さ (m) 、 Dは水路の相当直径 (ra) 、 ァは冷却水比重量 (kgf/m3) 、 V は冷却水の流速 (m/sec) 、 gは重力加速度 (m/sec2) である。
ここで水路の折り返し部の損失係数 ζとは、 各折り返し部の損失係数 ζ iの総 和であり、 そして、 1 80度の折り返し部の損失係数 ζ iは 1箇所当たり 2. 4 2、 又、 90度の折り返し部の損失係数 ζ 2は 1箇所当たり 0. 965であり、 180度の折り返し部における圧力損失の方が 90度の折り返し部に比べて約 2. 5倍大きくなる。 又、 折り返し部が増えると水路の圧力損失 ΔΡは、 折り返し部 での圧力損失に大きく左右されることになる。
実施の形態 1では、 水冷パネルの水路構造を水冷パネルの外周側から中心側に 向かう渦巻き型とするので、 水路の折り返し部の個数は増加するが、 折り返し部 の大部分が損失係数の小さい 90度の折り返し部となって 180度の折り返し部 が減少し、 且つ、 水路の直線部の総長さ Lは変わないので、 全体では水路の圧力 損失 ΔΡが低減する。 実施の形態 1を図面に基づき説明する。 第 1図〜第 5図は、 実施の形態 1の例 を示す水冷パネルの縦断面概要図である。
図において、 金属製の水冷パネル 1は幅が W、 高さが Hであり、 第 1図から第 5図に示す水冷パネル 1は同一サイズを例示したものであり、 又、 水冷パネル 1 は熱伝導性の良好な銅製铸物とすることが好ましい。 水冷パネル 1には給水口 3 と排水口 4とが設けられ、 又、 水冷パネル 1の内部には、 水路 2が渦巻き型に設 けられ、 給水口 3から供給される冷却水は水路 2を通り排出口 4から排出される。 尚、 水路 2の幅 dは一定値となっている。
第 1図に示す水冷パネル 1は、 水冷パネル 1の中心側に給水口 3と排出口 4と が設けられたもので、 冷却水は水冷パネル 1の中心側から外周側に水路 2を渦巻 き状に流れ、 そして外周側で反転した後に外周側から中心側に水路 2を渦巻き状 に戻る。 この水冷パネル 1の折り返し部は、 2箇所の 1 8 0度折り返し部と 1 4 箇所の 9 0度折り返し部とから構成される。
第 2図に示す水冷パネル 1は、 外周側下部に給水口 3と排出口 4とが並べて設 けられたもので、 冷却水は外周側から中心側に流れ、 そして中心側で反転した後 に中心側から外周側に戻る。 この水冷パネル 1の折り返し部は、 2箇所の 1 8 0 度折り返し部と 1 6箇所の 9 0度折り返し部とから構成される。
第 3図に示す水冷パネル 1は、 外周側下部に給水口 3が、 中心側に排出口 4が 設けられたもので、 冷却水は水冷パネル 1の外周側から中心側に渦巻き状に流れ る。 この水冷パネル 1の折り返し部は、 1箇所の 1 8 0度折り返し部と 1 7箇所 の 9 0度折り返し部とから構成される。
第 4図に示す水冷パネル 1は、 外周側下部に給水口 3が、 外周側上部に排出口 4が設けられたもので、 冷却水は水冷パネル 1の外周側から中心側に渦巻き状に 流れ、 そして中心側で反転した後に中心側から外周側に渦巻き状に戻る。 この水 冷パネル 1の折り返し部は、 2箇所の 1 8 0度折り返し部と 1 5箇所の 9 0度折 り返し部とから構成される。
第 5図に示す水冷パネル 1は、 外周側下部の両端に給水口 3と排出口 4とが設 けられたもので、 折り返し部は、 2箇所の 1 8 0度折り返し部と 1 5箇所の 9 0 度折り返し部とから構成される。
これらの水冷パネル 1において、 給水口 3と排出口 4とを逆にして冷却水を反 対方向に流しても良く、 又、 水冷パネル 1の中心点を軸として 1 8 0度回転させ たものや、 鏡面対称としたものでも良い。 そして、 水路 2の圧力損失を低く抑え るために、 1 8 0度折り返し部は 1つの水冷パネル 1で 2箇所以内とすることが 好ましい。
本発明の実施の形態 1では水路 2が渦巻き型であるので、 水冷パネル 1の幅 W と高さ Hとを共に水路の幅 dの整数倍の長さとする必要があるが、 水冷パネル 1 を取り付ける冶金炉寸法と設置範囲とから、 予め最適な水冷パネル 1の幅 Wと高 さ Hとを決めておけば良い。
第 6図は、 本発明の実施の形態 1に基づく水冷パネル 1を鉄鉱石の溶融還元炉 に設置した時の断面概要図であり、 図において、 炉体鉄皮 6の内面を内張り煉瓦 7と水冷パネル 1とで構築された溶融還元炉 5は、 内部に溶銑 9と溶融スラグ 1 0とを有し、 上吹きランス 8から酸素が吹き込まれて鉄鉱石を還元している。 第 6図に示すように、 水冷パネル 1は、 溶銑 9と直接接触しないように、 溶融スラ グ 1 0の存在する位置の炉周全体に渡って並べて設けられている。 又、 水冷パネ ル 1はボルト (図示せず) で炉体鉄皮 6に取り付けられている。
このように本発明の実施の形態 1では、 水冷パネル 1の水路 2が渦巻き型であ るので、 水路 2の圧力損失 Δ Pは低く抑えられて設備費及び運転費共に低減する ことができた。 又、 高温の溶融スラグ 1 0と接触する部位を水冷パネル 1にした ことで、 溶融還元炉 5の耐用性を大幅に延長することができた。
尚、 冶金炉としては溶融還元炉 5に限らず、 電気炉や転炉でも本発明の実施の 形態 1による水冷パネル 1を設置することができ、 更に、 水路 2の構造は上記に 限るものではなく、 渦巻き型であればどのようなものでも良い。
第 1図に示す水冷パネルを、 第 6図に示す溶融還元炉に設置した実施例を説明 する。 水冷パネルは銅製铸物とし、 1つの水冷パネルの寸法は、 幅 Wが 1 0 5 0 mm、 高さ Hが 1 2 0 0 mm、 厚みが 9 0 mmである。 水路の寸法は、 幅 dが 5 4 mmで深さが 4 0 mmの長方形断面であり、 直線部の総長さ Lは 1 2 . 6 9 m、 相当直径 Dは 0 . 0 4 5 6 mとなる。 冷却水の水路内流速 Vは 7 mZ s e cで、 流量は 5 4 m 3である。 又、 圧力損失を比較するために第 7図 7に示す従来の水 路構造の水冷パネルを用い、 同一条件で冷却水を流した。 尚、 従来型の水冷パネ ルは 1 1箇所の 1 8 0度折り返し部で構成される。
1 8 0度折り返し部の損失係数 ζ iを 1箇所当たり 2 . 4 2、 又、 9 0度折り返 し部の損失係数 ζ 2を 1箇所当たり 0 . 9 6 5とし、 更に、 水路の直線部の摩擦 係数 λ ; 0. 02386, 冷却水比重量ァ ; 1000 kg f Zm3、 重力加速度 g; 9. 8m/s e c 2を (1) 式に代入して圧力損失△ Pを算出した。 本発明 による水冷パネルでの算出式を (2) 式に、 そして従来の水冷パネルでの算出式 を (3) 式で示す。
Δ P=[(2.42X 2+0.965 X 1410.02386X 12.69/0.0456) XI 000X 72]/(2X9.8X10 000)
=6.24 ( kgf/cm 2 ) … (2)
厶 P=[(2.42 X 11+0.02386 X 12.69/0.0456) X 1000X 72]/(2X 9.8X 10000)
=8.31 ( kgf/cm 2 ) … (3) このように、 本発明の実施の形態 1による水冷パネルでは圧力損失△ Pが 6. 24 k g f Zcm2となり、 従来型の水冷パネルでは圧力損失 Δ Pが 8. 31 k g f cm2となる。
これにより、 冷却水循環用ポンプの動力を 1つの水冷パネル当たりで 7 kW削 減することができた。 又、 水冷パネルの耐用性は本発明品と従来品とで優位差は 見られなかった。
本発明の実施の形態 1では、 各種冶金炉の炉壁に取り付ける水冷パネルの水路 の構造を渦巻き型とするので、 水路の圧力損失を低減することが可能となり、 そ の結果、 設備費及び運転費共に低減することができる。
実施の形態 2
冶金炉における水冷パネルの取り付け構造は、 冶金炉炉壁に複数の水冷パネル を並べて設ける際に、 水冷パネルと水冷パネルとの間に、 金属製の仕切り材を炉 体鉄皮に取り付けて設けると共に、 水冷パネルと仕切り材と炉体鉄皮とで囲まれ る範 ϋに、 不定形耐火物層を設けたことを特徴とするものである。
又、 仕切り材の断面は、 炉体鉄皮側から炉内に向かって狭くなる楔型であるの が好ましい。
各水冷パネルは炉体鉄皮に取り付けた金属製の仕切り材により隔離され、 又、 水冷パネルと炉体鉄皮との間に充填される不定形耐火物層も仕切り材で分離され るので、 他の水冷パネル、 及び他の水冷パネルと炉体鉄皮との間に設けた不定形 耐火物層を共に損傷することなく、 目的とする水冷パネルのみの交換が可能とな る。 又、 仕切り材は金属製であるので、 交換作業により破損することがない。 そして、 仕切り材を、 その断面が炉体鉄皮側から炉内に向かって狭くなる楔型 とすることで、 不定形耐火物層の取り出しが容易になり、 水冷パネルの交換作業 が迅速に行われる。
本発明を図面に基づき説明する。 第 8図は、 本発明に基づき水冷パネルを設置 した鉄鉱石の溶融還元炉の操業状態を示す断面概要図、 第 9図は、 第 8図の水冷 パネル部を炉内側から見た概要図、 第 1 0図は、 第 8図の水冷パネル部の縦断面 概要図である。
これらの図において、 炉体鉄皮 1 0 2の内面を内張り煉瓦 1 0 3と銅製の水冷 パネル 1 0 4とで構築された溶融還元炉 1 0 1は、 内部に溶銑 1 0 6と溶融スラ グ 1 0 7とを有し、 上吹きランス 1 0 5から酸素が吹き込まれて鉄鉱石を還元し ている。
水冷パネル 1 0 4は、 溶銑 1 0 6と直接接触しないように、 溶融スラグ 1 0 7 の存在する位置の炉周全体に渡って並べて設けられ、 そして、 水冷パネル 1 0 4 の配置は縦方向に 4段として、 各段毎に水冷パネル 1 0 4の幅 (W) の半分づっ ずれた、 所謂千鳥配置となっている。
水冷パネル 1 0 4は、 溶接等により炉体鉄皮 1 0 2の内面に取り付けられた金 厲製の仕切り材 1 0 8で周囲を囲まれた位置に、 炉体鉄皮 1 0 2を貫通するポル ト 1 1 0、 1 1 0とナット 1 1 1、 1 1 1とで固定されている。 そして、 水冷パ ネル 1 0 4と仕切り材 1 0 8と炉体鉄皮 1 0 2とに囲まれる範囲には、 不定形耐 火物が充填された不定形耐火物層 1 0 9が形成されている。 水冷パネル 1 0 4は、 炉体鉄皮 1 0 2を貫通する給水配管 1 1 2と排水配管 1 1 3とを介して内部に冷 却水が通り、 冷却される。 不定形耐火物層 1 0 9は、 注入孔栓 1 1 5を外した注 入孔 1 1 4から、 不定形耐火物が流し込まれて形成される。 このようにして取り 付けられることで、 水冷パネル 1 0 4は上下の水冷パネル 1 0 4 a、 1 0 4 bと 隔離され、 又、 不定形耐火物層 1 0 9も上下の不定形耐火物層 1 0 9 a、 1 0 9 bと分離される。
仕切り材 1 0 8は鋼やステンレス鋼製とし、 その断面形状を炉体鉄皮 1 0 2側 から炉内に向かって狭くなる楔型としている。 第 1 0図では 2枚の平鋼板を組み 合わせて楔型としているが、 1枚の平鋼板を折り曲げたものや、 楔型の鋼片とし ても良い。 仕切り材 1 0 8の炉体鉄皮 2からの突出長さ (L ) は、 水冷パネル 1 0 4の炉体鉄皮 1 0 2側の面の位置を超える長さとして、 不定形耐火物層 1 0 9 が上下左右で他の不定形耐火物層 1 0 9と連結することを防止する。 しかし、 突 出長さ (L ) は水冷パネル 1 0 4の炉内側の面を超える長さは必要なく、 水冷パ ネル 1 0 4の炉内側の面以内に抑えれば良い。 尚、 仕切り材 1 0 8を溶接により 炉体鉄皮 1 0 2と取り付ける必要はなく、 他の取り付け方法、 例えばボルト等で あっても良い。
内張り煉瓦 1 0 3と水冷パネル 1 0 4との境界にも仕切り材 1 0 8を設けるが、 この仕切り材 1 0 8は、 水冷パネル 1 0 4側の面のみに傾斜を付け、 内張り煉瓦 1 0 3と接する面は平面として内張り煉瓦 1 0 3を支持する。
次に水冷パネル 1 0 4の交換方法を第 1 1図〜第 1 3図に従って説明する。 第 1 1図は、 水冷パネル 1 0 4を取り外す直前の状態を示す図であり、 第 1 1図に 示すように、 先ず給水配管 1 1 2及び排水配管 1 1 3を炉体鉄皮 1 0 2の外側で 切断すると共に、 ナット 1 1 1 、 1 1 1、 及び注入孔栓 1 1 5、 1 1 5を外し、 次いで、 エアーハンマー等に取り付けた工具 1 1 6を注入孔 1 1 4から挿入して 不定形耐火物層 1 0 9を砕いて削り取る。 その後、 水冷パネル 1 0 4を炉内側へ 外す。 第 1 2図は、 水冷パネル 1 0 4を取り外した後の状態を示す図であり、 第 1 2 図に示すように、 不定形耐火物層 1 0 9を仕切り材 1 0 8や炉体鉄皮 1 0 2から 除去して、 不定形耐火物層 1 0 9の残留量をできるだけ少なくする。 残留量が多 いと次回の不定形耐火物層 1 0 9が脆弱となり都合が悪い。
第 1 3図は、 新たに水冷パネル 1 0 4を設置する状態を示す図であり、 第 1 3 図に示すように、 炉内側からポルト 1 1 0 、 1 1 0、 及び給水配管 1 1 2、 排水 配管 1 1 3を炉体鉄皮 1 0 2に貫通させて水冷パネル 1 0 4を取り付ける。 次い で、 ナット 1 1 1 、 1 1 1で水冷パネル 1 0 4を固定させ、 注入孔 1 1 4より不 定形耐火物を流し込み、 不定形耐火物層 1 0 9を形成する。 その後、 注入孔栓 1 1 5 , 1 1 5を取り付けると共に、 給水配管 1 1 2及び排水配管 1 1 3を連結し て交換作業を終了する。
このようにして水冷パネル 1 0 4の交換作業を行うことで、 他の水冷パネル 1 0 4 a , 1 0 4 bや他の不定形耐火物層 1 0 9 a、 1 0 9 bに損傷を与えること なく、 目的とする水冷パネル 1 0 4のみの交換が可能となる
尚、 上記説明では、 溶融還元炉 1 0 1に水冷パネル 1 0 4を設置した場合であ るが、 電気炉や転炉でも上記に説明した方法で本発明を適用することができ、 又、 水冷パネル 1 0 4の配置は千鳥配置としているが、 千鳥配置に限らず他の配置、 例えば碁盤目であっても、 本発明は支障なく実施できる。 更に、 水冷パネル 1 0 4の形状や水冷パネル 1 0 4と炉体鉄皮 1 0 2との取り付け方法等は上記の説明 に限るものではなく、 機能が同一であれば本発明の適用に妨げとならないことは いうまでもない。
本発明では、 水冷パネルと水冷パネルとの間に、 炉体鉄皮に取り付けられた金 属製の仕切り材を設けるので、 水冷パネルの交換の際に、 他の水冷パネルや他の 不定形耐火物層を損傷することなく、 目的とする水冷パネルのみの交換が可能と なり、 その結果、 短時間で且つ安価に補修が可能となる。 実施の形態 3
本実施の形態 3による炉体の煉瓦積み構造は、 鉄を含有する溶融金属を連続し て保持し、 製造する固定式炉体の煉瓦積み構造であって、 溶融金属及びスラグと 接触する最内周に配置する煉瓦を、 M g O、 A 1 203、 黒鉛、 S i C、 又は S i 〇2を主成分とする煉瓦の 1種若しくは 2種以上とし、 その外側に、 溶融金属及 びスラグに溶出しても操業上問題が無く、 且つ、 検出が容易な物質を検出用物質 として 1 O w t %以上含有する煉瓦を配置することを特徴とするものである。 検出用物質は、 C r系酸化物、 S r系酸化物、 Z r系酸化物の物質からなる群 の中の 1つ若しくは 2つ以上の物質とするのが好ましい。 検出用物質を含有する 煉瓦は、 3 O mm以上の厚みを有するのが望ましい。 また、 炉体の煉瓦積み構造 は、 最内周に配置する煉瓦を 1層積みとし、 検出用物質を含有する煉瓦を 1層積 みとし、 検出用物質を含有する煉瓦と炉体鉄皮との間に 1層の煉瓦を配置した 3 層の煉瓦積み構造とすることが好ましい。
本実施の形態 3では、 鉄を含有する溶融金属を連続して保持し、 製造する炉体 として、 固定式炉体を用いる。 固定式炉体を用いることで、 転炉のような傾動式 炉体に比べて設備費を低く抑えることができ、 製造コストの固定費軽減に寄与す る。 更に、 スラグと接する炉壁部及びその上方の炉壁部を、 耐火物より耐用性の 高い金属製水冷パネルとすることができ、 耐火物コス卜の低減に寄与する。
そして、 炉体を少なくとも 2層以上の煉瓦積み構造とし、 炉体内で保持される 溶融金属及び溶融スラグと接触する最内周に配置する煉瓦 (以下、 「最内周煉瓦 」 と記す) として、 一般に鉄を含有する溶融金属を保持する際に用いられる M g 0、 A 1 23、 黒鉛、 S i C、 又は S i 02を主成分とする煉瓦とする。 最内周 煉瓦は炉体の部位により、 例えば M g〇を主成分とする煉瓦と、 S i Cを主成分 とする煉瓦とで張り分けることが可能である。 そして、 その外側、 即ち炉体鉄皮 側に、 検出用物質として、 溶融金属及びスラグに溶出しても操業上問題が無く、 且つ、 検出が容易な物質を含有する煉瓦 (以下、 「検出用煉瓦」 と記す) を配置 する。 尚、 本発明における検出が容易な物質とは、 鉄を含有する金属を製造する 原料に不純物として殆ど含有されておらず、 且つ、 最内周煉瓦にも殆ど含有され ていない物質である。
この煉瓦積み構造の炉体を用いて操業すると、 最内周煉瓦が溶融金属又は溶融 スラグにより損耗し、 やがて、 その外側の検出用煉瓦が露出する。 露出した検出 用煉瓦は、 最内周煉瓦と同様に溶融金属又は溶融スラグにより損耗し、 検出用物 質が溶融金属中や溶融スラグ中に溶出する。 溶融金属又は溶融スラグからサンプ ルを採取し、 溶融金属又は溶融スラグの検出用物質の含有量を調査すると、 最内 周煉瓦が溶融金属及び溶融スラグを保持する期間には検出されない検出用物質が、 検出用煉瓦の露出 '損耗により検出されるようになる。 このように、 溶融金属中 又は溶融スラグ中に検出用物質が検出された時点で、 炉体内の何れかで最内周煉 瓦が損耗して無くなつたことを把握することができる。
検出用煉瓦の検出用物質の含有量を、 10w t %以上、 望ましくは 20wt % 以上とする。 通常、 鉄を含有する金属及びこの金属を製造する際に発生するスラ グの分析限界は 10_3w t %であるため、 検出用物質が分析限界値以上に溶融金 属中又は溶融スラグ中に溶出しないと検出できない。 検出用煉瓦が 10\^ %以 上検出用物質を含有することで、 検出用煉瓦の損耗量の少ない時期に、 検出用物 質の検出が可能となり、 湯漏れ等の事故を未然に防止できる。 検出用物質を 20 w t %以上含有すれば、 一層検出が容易になる。
そして、 検出用物質として、 C r系酸化物、 S r系酸化物、 Z r系酸化物とす ることが好ましい。 C r 23、 S r〇、 Z r〇2等のこれら酸化物は、 鉄を含有 する溶融金属及び溶融スラグに溶出しても全く操業上の問題が無く、 そして、 鉄 を含有する溶融金属を製造する原料には、 不純物として殆ど含有されておらず、 又、 上記の最内周煉瓦にも殆ど含有されず、 従って、 これらの元素を溶融金属中 又は溶融スラグ中で検出することにより、 確実に最内周煉瓦が損耗して検出用煉 瓦が露出したことを把握することができる。
更に、 これらの酸化物は、 鉄を含有する溶融金属の処理温度である 1200で 〜1800での温度よりはるかに高い融点を有する安定化合物であり、 C r 23 及び Z r〇2はすでに煉瓦材料として使われており、 又、 3 1"0は^^80、 C a 〇、 及び B a〇とほぼ同様の挙動をするアルカリ土類金属の酸化物であり、 B a 〇のような毒性が無く、 且つ、 安価である。 これら酸化物の何れを煉瓦中に 10 w t %以上含有させても煉瓦の耐溶損性は高く、 本発明で用いる最内周煉瓦と比 ベても遜色ない耐溶損性を有し、 検出用物質として最適である。
検出用煉瓦は、 3 O mm以上の厚みで配置することが好ましい。 検出用煉瓦が 露出しても、 検出用煉瓦の耐溶損性は最内周煉瓦に比べて極端に劣るわけではな く、 従って、 炉体の耐用性が極端に低下することはないが、 上記のように分析限 界が 1 0一3 w t %であるため、 ある程度の範囲で検出用煉瓦が露出しないと検出 用物質を検出できない。 その間の検出用煉瓦の損耗の余裕代として、 3 O mm以 上、 望ましくは 5 O mm以上の厚みで検出用煉瓦を配置する。
又、 最内周煉瓦及び検出用煉瓦をそれぞれ 1層積みとし、 そして、 検出用煉瓦 と炉体鉄皮との間に更に 1層の煉瓦を配置した 3層の煉瓦積み構造とすることが 好ましい。 最内周煉瓦及び検出用煉瓦をそれぞれ 1層積みとしているので、 損耗 によりこれら煉瓦の厚みが薄くなつても剥離 ·脱落することがなく、 これら煉瓦 の有する本来の耐用性を発揮するので、 炉体の寿命が極端に短くなることがない。 尚、 本発明における鉄を含有する金属とは、 銑鉄、 鋼、 鉄合金、 及び、 合金鉄で ある。
本実施の形態 3を図面に基づき説明する。 第 1 4図は、 本発明の実施の形態の 1例を示す鉄鉱石の溶融還元用固定式炉体の側断面の概略図である。
図において、 外郭を炉体鉄皮 2 0 2とし、 この炉体鉄皮 2 0 2内の下部に内側 から炉体鉄皮 2 0 2に向かって最内周煉瓦 2 0 3、 検出用煉瓦 2 0 4、 及び永久 煉瓦 2 0 5の順に、 3層の煉瓦積み構造とされた溶融還元炉 2 0 1力 支持台 2 1 5にて基礎 2 1 6に固定されている。 この 3層の煉瓦積み構造の部位で、 溶銑 2 0 6及び溶融スラグ 2 0 7を保持する。 そして、 溶融還元炉 2 0 1の側壁とな る炉体鉄皮 2 0 2の上部には、 集塵機 (図示せず) や予備還元炉 (図示せず) と 連結するダクト 2 1 3と、 炉内に原料を供給するための原料投入口 2 1 4とが設 けられている。 又、 天蓋の炉体鉄皮 2 0 2を貫通して上吹きランス 2 0 8が上下 移動可能に設けられており、 炉内に酸素を吹き込むことができる。
溶融還元炉 2 0 1の炉底には、 不活性ガスや溶融還元炉 2 0 1の排ガス等を攪 拌用ガスとして溶銑 2 0 6中に吹き込むガス吹き羽口 2 1 0力 ガス供給管 2 1 1と連結して設けられ、 又、 側壁の 3層の煉瓦積み構造の位置には、 マッド剤 2 1 7で充填された出銑口 2 1 2が設けられている。 更に、 溶融還元炉 2 0 1の側 壁の 3層の煉瓦積み構造の上方には、 銅及び銅合金等からなる金属製水冷パネル 2 0 9が、 炉体鉄皮 2 0 2の内周に取り付けられている。 金属製水冷パネル 2 0 9は、 溶融スラグ 2 0 7に対する耐用性が高く、 耐火物の代替として用いられて いる。
溶銑 2 0 6及び溶融スラグ 2 0 7と接する最内周煉瓦 2 0 3は、 M g〇、 A 1 23、 黒鉛、 S i C、 又は S i 02を主成分とする煉瓦とする。 具体的には、 M g O—ドロマイト質煉瓦、 M g O—黒鉛質煉瓦、 A l 23—黒鉛質煉瓦、 高 A 1 2 03質煉瓦、 A 1 2 03— S i C—黒鉛質煉瓦、 黒鉛質煉瓦、 S i C質煉瓦、 ロー 石質煉瓦、 粘土質煉瓦、 及び、 けい石煉瓦等から使用目的に合致する材質を適宜 選択して用いる。 その際に、 これら煉瓦の複数種類を設置場所により張り分けて 設置しても、 又、 1つの種類を全面に設置しても、 どちらでも良い。 鉄鉱石の溶 融還元炉 1としては、 耐用性から判断して、 A 1 2 03— S i C— C質煉瓦や M g 〇一黒鉛質煉瓦等が好ましい。
検出用煉瓦 2 0 4は、 溶銑 2 0 6及び溶融スラグ 2 0 7に溶出しても操業上問 題が無く、 且つ、 最内周煉瓦 2 0 3にも、 又溶銑 2 0 6の製造用原料にも殆ど含 有されない物質を、 検出用物質として、 1 0 w t %以上含有した煉瓦とする。 尚、 最内周煉瓦 2 0 3及び製造用原料が殆ど含有しないという意味は、 不純物として 微量含有しても良いということである。 最内周煉瓦 2 0 3及び製造用原料が不純 物として ¾量含有していても、 検出用煉瓦 2 0 4の溶損により分析値に差が現れ、 検出用煉瓦 2 0 4の損耗が把握できるからである。
この検出用物質としては、 C r系酸化物、 S r系酸化物、 及び Z r系酸化物を 用いることが好ましい。 これらの酸化物を含む煉瓦としては、 具体的には、 M g 0— C r 23質煉瓦、 S r〇一 C r 20 3質煉瓦、 S r〇—黒鉛質煉瓦、 Z r〇2 一 S i〇2煉瓦、 Z r〇2— C r 2 0 3質煉瓦等を用いる。 これら C r系酸化物、 S r系酸化物、 Z r系酸化物を含有する煉瓦を炉内で区分して設置すれば、 最内 周煉瓦 2 0 3の損耗部位により検出される検出物質が異なるため、 最内周煉瓦 2 0 3の損耗部位を把握することができる。
永久煉瓦 2 0 5は、 溶銑 2 0 6や溶融スラグ 2 0 7と直接接触することがない ので、 最内周煉瓦 2 0 3に比較して、 耐溶損性が劣る材質としても良い。 具体的 には、 M g〇質煉瓦や粘土質煉瓦等を用い、 煉瓦張り替えの際は再使用する。 この溶融還元炉 1に鉄鉱石、 石炭、 生石灰、 及び軽焼ドロマイトを原料投入口 2 1 4から供給し、 そして、 上吹きランス 2 0 8から酸素を吹き込み、 ガス吹き 羽口 2 1 0から窒素等の不活性ガスを吹き込んで鉄鉉石を溶融還元し、 溶銑 2 0 6を製造する。 溶銑 2 0 6力 所定量確保され、 且つ金属製水冷パネル 2 0 9に 達する以前に、 出銑口 2 1 2を開口して溶銑 2 0 6及び溶融スラグ 2 0 7を溶銑 保持容器 (図示せず) に排出する。 排出後、 再び出銑口 2 1 2にマツド剤 2 1 7 を充填して排出を停止し、 操業を継続する。
そして、 排出した溶銑 2 0 6及び溶融スラグ 2 0 7から分析用サンプルを採取 し、 溶銑 2 0 6中、 又は溶融スラグ 2 0 7中の検出用物質を分析する。 分析方法 は、 化学分析、 又は、 蛍光 X線分析や I C P等の機器分析で行う。 溶銑 2 0 6中 又は溶融スラグ 2 0 7中に検出用物質が検出されたら、 溶融還元炉 2 0 1内の何 れかで最内周煉瓦 2 0 3が損耗して無くなり、 検出用煉瓦 2 0 4が露出したこと が分かる。 検出用物質が検出されたならば、 溶融還元炉 2 0 1の操業を終了して、 煉瓦張り替え作業を実施する。
このようにすることで、 特別のセンサーを用いることなく、 最内周煉瓦 2 0 3 が損耗して無くなつたことを確実に把握することができる。 又、 最内周煉瓦 2 0 3のどの部分が損耗しても、 その損耗を検知することができる。
尚、 上記説明は固定式炉体として鉄鉱石の溶融還元炉 2 0 1について説明した 力 固定式炉体は溶融還元炉 2 0 1に限るものではなく、 酸素を吹き込み鉄スク ラップを連続的に溶解する鉄のスクラップ溶解炉や、 酸素を吹き込み、 N i鉱石 や r鉱石をコークスで還元して溶融状態の F e - N i合金及び F e— C r合金 を製造する製鍊炉にも同様に適用することができる。 尚、 F e—C r合金を製造 する際は、 検出用物質として C r系酸化物を用いることはできないので、 S r系 酸化物又は Z r系酸化物を用いるものとする。 又、 3層の煉瓦積み構造で説明し たが、 最内周煉瓦 2 0 3と検出用煉瓦 2 0 4との 2層の煉瓦積み構造としても、 更に、 3層以上の煉瓦積み構造としても、 本発明の実施に何ら支障とならない。 実施例 1 第 14図に示す溶融還元炉 20 1において、 最内周煉瓦 203を MgO—黒鉛 質煉瓦として 90 Ommの厚みに設置し、 検出用煉瓦 204として厚みが 1 50 mmの Mg〇一 C r 23質煉瓦 204 a、 S r〇—黒鉛質煉瓦 204 b、 及び S r O-C r 23質煉瓦 204 cを炉の円周方向に 3等分して張り分けた。 その外 側に厚みが 1 50 mmの Mg〇質煉瓦を永久煉瓦 20 5として設置した。 炉体鉄 皮 202の直径は 1 0mである。 第 1 5図に、 この煉瓦積み構造の炉体の側壁部 の平断面概略図を示す。
そして、 上吹きランス 208からの酸素供給量を 7 5000 NmVH r ,鉄鉱 石供給量を 1 90 t◦ nZH r、 石炭供給量を 1 00 t 0 nZH r、 生石灰供給 量を 4 t o nZH r、 軽焼ドロマイ卜の供給量を 4 t o n/H rとして鉄鉱石の 溶融還元を行った。 その結果、 溶銑 206は 1 25 t o nZH rで製造され、 2 時間毎に出銑口 2 1 2から生成する溶銑 206及び溶融スラグ 207を溶銑保持 容器内に排出した。 排出された溶銑 206及び溶融スラグ 207の C r含有量及 び S r含有量の分析を I CP分析により行いつつ、 操業を継続した。
操業開始から 70日後に、 溶銑 206中の C r含有量が上昇して 0. 02w t %となったため操業を停止した。 尚、 溶銑 206中及び溶融スラグ 207中の S r含有量には変化が見られなかった。 次いで、 炉を解体して炉内の損耗状況を観 察した。 慷瓦の損耗状況を観察した結果を第 1 5図に破線で示す。
第 1 5図の破線で示すように、 側壁部の最内周煉瓦 203が無くなり、 M g O 一 C r 203質煉瓦 204 aが 2 Om 2程度露出しており、 その損耗量は約 2 0 m mであった。 しかし、 他の部位では最内周煉瓦 203が残存しており、 S r〇— 黒鉛質煉瓦 204 b及び S r O-C r 23質煉瓦 204 cは未だ健全であった。 実施例 2
第 14図に示す溶融還元炉 20 1において、 最内周煉瓦 203を MgO—黒鉛 質煉瓦として 90 Ommの厚みに設置し、 検出用煉瓦 204として厚みが 1 50 mmの Z r〇2質煉瓦 204 d、及び Z r 02— C r 23質煉瓦 204 eを炉の円 周方向に 2等分して張り分けた。 その外側に厚みが 1 5 Ommの MgO質煉瓦を 永久煉瓦 205として設置した。 炉体鉄皮 202の直径は 1 Omである。 第 1 6 図に、 この煉瓦積み構造の炉体の側壁部の平断面概略図を示す。 そして、 上吹きランス 2 0 8からの酸素供給量を 7 5 0 0 O NmVH r ,鉄鉱 石供給量を 1 9 0 t 0 n ZH r、 石炭供給量を 1 0 0 t o n /H r、 生石灰供給 量を 4 t o n ZH r、 軽焼ドロマイ卜の供給量を 4 t o n /H rとして鉄鉱石の 溶融還元を行った。 その結果、 溶銑 2 0 6は 1 2 5 t o n ZH rで製造され、 2 時間毎に出銑口 2 1 2から生成した溶銑 2 0 6及び溶融スラグ 2 0 7を溶銑保持 容器内に排出した。 排出された溶銑 2 0 6及び溶融スラグ 2 0 7の Z r含有量及 びじ r含有量の分析を I C P分析により行いつつ、 操業を継続した。
操業開始から 7 0日後に、溶融スラグ 2 0 7中の Z r含有量が上昇して Z r〇2 に換算して 0 . 0 2 w t %となったため操業を停止した。 尚、 溶銑 2 0 6中及び 溶融スラグ 2 0 7中の C r含有量には変化が見られなかった。 次いで、 炉を解体 して炉内の損耗状況を観察した。 煉瓦の損耗状況を観察した結果を第 1 6図に破 線で示す。
第 1 6図の破線で示すように、側壁部の最内周煉瓦 2 0 3が無くなり、 Z r〇2 質煉瓦 2 0 4 dが 1 O m2程度露出しており、 その損耗量は約 1 5 mmであった。 しかし、 他の部位では最内周煉瓦 3が残存しており、 Z r 0 2— C r 23質煉瓦 4 eは未だ健全であった。
本実施の形態 3によれば、 鉄を含有する溶融金属を連続して保持し、 製造する 固定式炉体において、 特別のセンサーを用いることなく、 安価で、 そして正確且 つ容易に、 炉内全体に内張りした煉瓦の損耗状況を把握することができ、 工業上 の効果は極めて高い。
実施の形態 4
実施の形態 4による下部槽の交換可能な据置型製鍊炉は、 少なくとも上部槽と 下部槽とに分離可能な炉本体と、 前記炉本体の下方に前記下部槽と連結して設け られ、 且つ上部槽と下部槽とが連結される操業中には炉本体全体を支持する支持 基盤と、 前記支持基盤を昇降させて上部槽と下部槽とを分離、 密着させる昇降手 段と、 前記昇降手段にて上昇した支持基盤の鉛直方向の位置を調整して保持する 位置調整手段と、 前記位置調整手段により鉛直方向の位置を調整された支持基盤 を固定する固定機構と、 前記昇降手段により炉本体が 2つに分離された際には、 上部槽を空中の所定位置で支持する上部槽支持手段と、 を具備したものである。 又、 実施の形態 4による据置型製鍊炉での下部槽交換方法は、 少なくとも上部 槽と下部槽とに分離可能な炉本体と、 炉本体の下方に下部槽と連結して設けられ た支持基盤とを具備し、 上部槽と下部槽とが連結される操業中には、 前記支持基 盤にて炉本体全体を支持する据置型製鍊炉における下部槽交換方法であって、 前 記支持基盤にて炉本体を支持しつつ上部槽と下部槽との連結を解き、 次いで、 支 持基盤を下降させ、 この下降中に上部槽を上部槽支持手段にて空中の所定位置で 支持させて上部槽と下部槽とを分離し、 分離された下部槽を上部槽直下から移動 させ、 その後、 支持基盤と連結した新たな下部槽を上部槽直下に配備し、 支持基 盤を上昇させて上部槽と新たな下部槽とを密着させて連結することを特徴とする ものである。
本実施の形態 4では、 炉本体を少なくとも上部槽と下部槽との 2つに分離可能 とし、 上部槽と下部槽とが連結される製鍊時には、 下部槽の下方に設けた支持基 盤にて、 上部槽及び下部槽からなる炉本体の重量と、 炉本体内の原材料及び反応 生成物の重量とを支持する据置型の製鍊炉として機能するので、 傾動型製鍊炉に 比べて機械的強度上有利となり、 大型炉においても設備費の増大を抑えることが できる。
又、 下部槽を交換する場合には、 上部槽と下部槽との連結を解いた後に、 上部 槽を下部槽の交換に差支えない空間の所定位置で上部槽支持手段にて支持した後、 下部槽のみを下降させて上部槽と切り離すことができるので、 上部槽に妨げられ ることなく、 下部槽の交換を容易に実施することができる。 そして、 上部槽支持 手段に作用する荷重は、 上部槽側の重量のみであるので、 上部槽支持手段の機械 的強度を傾動型製鍊炉の支持装置に比べて格段に低減することができ、 設備費の 増大を抑えることができる。
本実施の形態 4を図面に基づき説明する。 第 1 7図は、 本発明による据置型製 鍊炉の実施の形態例を示す平面概略図、 第 1 8図及び第 1 9図、 第 1 7図におけ る X— X面の縦断面概略図であり、 第 1 8図は上部槽と下部槽とが連結された状 態を、 又、 第 1 9図は下部槽を取り外した状態を示す図、 第 2 0図は、 第 1 7図 における Y— Y面の縦断面概略図、 第 2 1図は、 第 1 7図における Z— Z面の縦 断面概略図である。
図において、 炉本体 3 0 2は内壁を耐火物で構築された上部槽 3 0 3と下部槽 3 0 4とで構成され、 上部槽 3 0 3と下部槽 3 0 4とは、 上部槽 3 0 3の下端に 設けたフランジ 3 1 6と、 下部槽 3 0 4の上端に設けたフランジ 3 1 7とで分離 可能に連結されている。 炉本体 3 0 2の下方には支持基盤 3 0 5が設けられ、 下 部槽 3 0 4と支持基盤 3 0 5とは、 支持基盤 3 0 5に設けた支持台 3 0 6を介し てボルト (図示せず) 等により分離可能に連結されている。
支持基盤 3 0 5の下には、 基礎 3 2 6に固定された油圧シリンダー 3 0 9によ り、 支持基盤 3 0 5と基礎 3 2 6との間隙へ挿入可能な移動式コッ夕一 3 0 8が 合計 8箇所に設けられている。 本実施の形態では、 支持基盤 3 0 5の鉛直方向の 位置を調整して保持する位置調整手段として、 この移動式コッター 3 0 8を採用 している。 移動式コッター 3 0 8は断面が楔型であり、 移動式コッ夕一 3 0 8の 支持基盤 3 0 5と基礎 3 2 6との間隙への挿入深さを調整することで、 支持基盤 3 0 5の鉛直位置、 即ち、 中間架台 3 1 2と支持腕 3 1 3との間の位置の調整が 可能となる (中間架台 3 1 2及び支持腕 3 1 3の詳細説明は後述する) 。
そして、 支持基盤 3 0 5は、 基礎 3 2 6に埋め込んだアンカ一ポルト 3 1 0と ナット 3 1 1とにより、 基礎 3 2 6と固定されている。 本実施の形態では、 移動 式コッ夕一 3 0 8により鉛直方向の位置を調整された支持基盤 3 0 5を固定する 固定機構として、 このアンカーポルト 3 1 0を用いており、 合計 6箇所に設けた アンカ一ポルト 3 1 0は、 アンカーボルト設置用ピット 3 1 9内に設けられ、 そ して、 ピン 3 2 5にてアンカーボルト 3 1 0の中央部で折曲り可能として、 支持 基盤 3 0 5の移動の際の障害物とならないようにしている。
支持基盤 3 0 5の下の 4角に対応する基礎 3 2 6には、 ジャッキ設置用ピッ卜 3 2 0が設けられ、 ジャッキ設置用ピッ卜 3 2 0内にはジャッキ 3ひ 7が設置さ れている。 そして、 ジャッキ 3 0 7の伸縮により支持基盤 3 0 5は、 上部槽 3 0 3と下部槽 3 0 4若しくは下部槽 3 0 4を支持した状態で昇降する。 本実施の形 態では、 このジャッキ 3 0 7を支持基盤 3 0 5を昇降させて上部槽 3 0 3と下部 槽 3 0 4とを分離、 密着させる昇降手段として採用した。 尚、 ジャッキ 3 0 7は ジャッキ設置用ピット 3 2 0内に収縮し、 支持基盤 3 0 5の移動の際の障害物と ならないようにしている。
炉本体 3 0 2の下方にはピット 3 1 8が設けられ、 ピット 3 1 8内を台車 3 1 4がレール 3 1 5上を移動可能となっている。 台車 3 1 4は、 下部槽 3 0 4を支 持した状態の支持基盤 3 0 5を積載して移動することができる。 本実施の形態で は、 下部槽 3 0 4を上部槽 3 0 3直下から移送する移送手段として、 この台車 3 1 4を採用した。
上部槽 3 0 3の両側面には支持腕 3 1 3が設けられ、 又、 基礎 3 2 6に固定さ れた中間架台 3 1 2が支持腕 3 1 3の鉛直方向下方直下に設けられている。 ジャ ツキ 3 0 7により炉本体 3 0 2を下降させた場合には、 ジャッキ 3 0 7の下降途 中で支持腕 3 1 3が中間架台 3 1 2で支持され、 それ以降上部槽 3 0 3は下降し ないので、 台車 3 1 4に積載された下部槽 3 0 4は、 上部槽 3 0 3に邪魔される ことなく移動することができる。 本実施の形態では、 この中間架台 3 1 2を上部 槽 3 0 3を空中の所定位置で支持する上部槽支持手段として採用した。
そして上部槽 3 0 3には、 上部槽 3 0 3の天板を貫通する上吹き酸素ランス 3 2 1と、 排ガス流路及び原材料供給口となるダクト 3 2 4が設けられると共に、 下部槽 3 0 4には、 出湯孔 3 2 2と底吹き羽口 3 2 3とが設けられて製鍊炉 3 0 1が構成される。 尚、 この製鍊垆 3 0 1は溶融還元製鍊用のものであり、 上部槽 3 0 3の昇降の際にもダクト 3 2 4を通る排ガスをシールするために、 ダクト 3 2 4の上部に伸縮自在なダクト (図示せず) を設けている。
このような構成の製鍊炉 3 0 1における下部槽 3 0 4の交換方法を以下に説明 する。 先ず、 アンカーボルト 3 1 0で固定された支持基盤 3 0 5の直下に台車 3 1 4を配備する。 次いで、 フランジ 3 1 6とフランジ 3 1 7との連結を解くと共 に、 ナット 3 1 1及びアンカーボルト 3 1 0を外した後、 ジャッキ 3 0 7を上昇 させて支持基盤 3 0 5の下面と接触させる。 ジャッキ 3 0 7と支持基盤 3 0 5の 下面との接触後も、 更にジャッキ 3 0 7を上昇させて上部槽 3 0 3、 下部槽 3 0 4、 及び支持基盤 3 0 5をジャッキ 3 0 7にて支持して、 支持基盤 3 0 5と移動 式コッター 3 0 8との間に間隙を形成する。 この状態で移動式コッ夕一 3 0 8を 支持基盤 3 0 5と基礎 3 2 6との間隙から引抜く。 移動式コッ夕一 3 0 8の引抜 き後、 ジャッキ 3 0 7にて上部槽 3 0 3、 下部槽 3 0 4、 及び支持基盤 3 0 5を 徐々に下降させる。 この下降の途中で、 支持腕 3 1 3は中間架台 3 1 2で支持さ れ上部槽 3 0 3は下降を停止するが、 ジャッキ 3 0 7は更に下降を続けて台車 3 1 4上に、 下部槽 3 0 4を支持した状態の支持基盤 3 0 5を積載させる。 下部槽 3 0 4及び支持基盤 3 0 5を積載した台車 3 1 4は上部槽 3 0 3直下から下部槽 交換位置 (図示せず) へ移動し、 下部槽交換位置においてクレーン (図示せず) 等にて、 整備済みの下部槽 3 0 4を取り付けた支持基盤 3 0 5を新たに台車 3 1 4に積載する。 尚、 使用済みの下部槽 3 0 4を支持基盤 3 0 5から外して整備済 みの下部槽 3 0 4と交換しても良い。
次いで、 台車 3 1 4を移動させ整備済みの下部槽 3 0 4を上部槽 3 0 3の直下 に配備する。 そして、 ジャッキ 3 0 7にて整備済みの下部槽 3 0 4を支持した状 態の支持基盤 3 0 5を上昇させて、 下部槽 3 0 4のフランジ 3 1 7を上部槽 3 0 3のフランジ 3 1 6と密着させる。 そして、 フランジ 3 1 6とフランジ 3 1 7と を連結後、 更にジャッキ 3 0 7を上昇させて上部槽 3 0 3が下部槽 3 0 4により 押し上がる位置まで上昇させた後、 ジャッキ 3 0 7を停止させる。 この状態で移 動コッ夕一 3 0 8を支持基盤 3 0 5と基礎 3 2 6との間隙に挿入した後、 ジャッ キ 3 0 7を下降させて支持基盤 3 0 5を移動式コッ夕一 3 0 8の上に載せる。 移 動式コッ夕一 3 0 8による支持基盤 3 0 5の鉛直方向の位置調整は、 中間架台 3 1 2に炉本体 3 0 2の荷重が掛からないようにするため、 中間架台 3 1 2と支持 腕 3 1 3とが 1 0 mm程度の間隙を形成する位置を目安として調整すれば良い。 次いで、 アンカ一ボルト 3 1 0とナツト 3 1 1で支持基盤 3 0 5を固定して下 部槽 3 0 4の交換を終了する。 下部槽 3 0 4の取付完了後には、 中間架台 3 1 2 と支持腕 3 1 3とが接触していることもある力 製鍊炉 3 0 1内で製鍊を開始す ると上部槽 3 0 3及び下部槽 3 0 4が共に熱膨張して中間架台 3 1 2と支持腕 3 1 3とは離れ、 支持基盤 3 0 5が全体の重量を支えることになる。
このように、 本発明の製鍊炉 3 0 1では据置型であっても、 下部槽 3 0 4の交 換が可能であり、 特に溶融還元炉のように下部槽 3 0 4の交換を必要とする製鍊 炉においても、 設備費の増大をもたらすことなく、 安価な製鍊炉として適用する ことができる。
尚、 上記説明では炉本体 3 0 2が 2つに分割される型式の製鍊炉 3 0 1で説明 したが、 上部槽 3 0 3が更に 2以上に分割される型式でも、 又、 上部槽 3 0 3の 内壁に耐火物が構築されていなくても、 本発明の適用に何ら支障とならない。 又、 上部槽 3 0 3と下部槽 3 0 4とを分離、 密着させる昇降手段、 支持基盤 3 0 5の 鉛直方向の位置を調整し保持する位置調整手段、 支持基盤 3 0 5を固定する固定 機構、 上部槽 3 0 3を支持する上部槽支持手段、 及び下部槽 3 0 4を支持した状 態の支持基盤 3 0 5を移送する移送手段は上記に限るものではなく、 それぞれの 機能を有する慣用のものであっても本発明を実施できることはいうまでもない。 本発明の製鍊炉は据置型であり且つ炉底部の下部槽が交換できるので、 下部槽 の交換ができる傾動型製鍊炉に比較して、 大幅に設備費を低減することができる。 又、 従来の据置型製鍊炉では下部槽の交換ができず、 下部槽の損傷が製鍊炉の寿 命を決めており、 その都度製鍊炉全体を改修する必要があつたが、 本発明により 下部槽のみの交換で製鍊炉を改修でき、 その効果は多大である。
実施の形態 5
本実施の形態 5の冶金炉に使用されるフランジのシール装置は以下からなる: —対のフランジ;
前記一対のフランジの少なくとも一方のシール面に取り付けられたシール 面部材; と
前記シール面部材とこれに対向するフランジのシール面又はシール面部材 との間に両者間を気密に保持するためにフランジの径方向に列設された少なくと も 2つのシール部材。
前記シール部材はチュ一ブシールであるのが好ましく、 チューブシールはシー ル膨張用ガスを導入するためのガス経路を有する。 更に、 該シール装置は、 シ一 ル部材をシール面の所定位置に固定する押え部材と一対のフランジとの間に形成 された空間内にパージガスを導入するガス経路とを有する。
第 2 2図は本実施の形態 5のシール装置の一実施の形態を示し、 例えば、 炉内 圧 2 [kg f/cm2 ] の炉体用大口径フランジのシール例を示す。 この装置は、 下面 フランジ 4 0 1 (例えば外径寸法、 < ) 1 2000 mm) と上面フランジ 4 0 2との間 をシールするもので、 上面フランジ 4 0 2のシール面には、 シール面部材 4 0 5
(例えば、 断面寸法 300 X 30匪) が取り付けられている。 このシール面部材 4 0 5は、 ボルト 4 1 1 , 4 1 1により上面フランジに取り替え可能に取り付けられ、 また、 シール面部材の裏面と上面フランジとの間にはパッキンが介装され、 シー ル面部材と上面フランジとの気密性を保持している。 上面フランジのシール面、 すなわちシール面部材 4 0 5と下面フランジ 4 0 1のシール面との間には、 炉内 側及び炉外側にそれぞれ膨張型シール 4 0 3 , 4 0 3 (例えば、断面寸法 40 X 40min ) が間隙を設けて介装されている。 膨張型シール 4 0 3, 4 0 3は、 内部にガス を導入可能なチューブ形状をなし、 下面フランジ 4 0 1内に形成したシール膨張 用ガス経路 4 0 7, 4 0 7とそれぞれ接続されている。 これらガス経路は図示し ないガス (通常は空気) 供給源と接続され、 膨張型シールに膨張用空気を供給し、 その供給圧を調節して、 両シール面の気密性を維持するようになっている。 これ ら膨張型シールの両側にはそれぞれ押え部材 4 0 4, 4 0 4 (例えば、 断面寸法 40 X 40mm) が下面フランジに固定されて設けられ、 膨張型シールの横変位を拘束 するようになつている。 さらに下面フランジにはパージガス導入経路 4 0 8が形 成され、 その基端は図示しない不活性ガス (通常は窒素ガス) 供給源と接続され、 その先端は、 膨張型シール間の押さえ部材を通って前記膨張型シール 4 0 3 , 4 0 3と上下シール面との間の空間に開口している。 そしてこの空隙に、 パージ用 窒素ガスを導入するようになっている。 下面フランジの炉内側には、 上述したシ —ル構造を囲うように遮蔽板 4 1 0が取り付けられ、 これにより炉内の熱からシ —ル構造を保護するようになっている。 また、 上下フランジ 4 0 1, 4 0 2には、 フランジ冷却用の冷却水水路 4 1 2が形成されている。 なお、 4 0 6は締結ボル ト (例えば、 M80 X 72本) 用の孔である。
この装置では、 押え部材 4 0 4の上面とシール面部材 4 0 5を合わせ、 下面フ ランジ 4 0 1と上面フランジ 4 0 2を締結ポルトで締結した後、 二つの NBR製膨 張型シール 4 0 3に圧力 3 [kg f/cm2 ] の膨張用空気を 2個所のシール膨張用ガ ス経路 4 0 7より送り、 膨張型シールを膨張させてシール面部材 4 0 5に押し付 けることによりシールされる。 また、 下面フランジ 4 0 1に固定された押さえ部 材の当り面も膨張型シール 4 0 3の膨張力によりシールされる。 そして、 二つの 膨張型シール 4 0 3の中間部に 2個所のパージガス導入経路 4 0 8より圧力 2. 5 [kgf/cm2 ] の窒素ガスを導入し、 もしも炉内側の膨張側シール 4 0 3のシー ルが保てなくなった場合でも炉内の CO等の有毒ガスは外へ出ず、パージガス (窒 素ガス) が炉内に入るだけであり、 炉外の安全性は保たれる。 また、 炉内が高温 雰囲気の場合にも遮蔽板 4 1 0により膨張型シール 4 0 3への直接の放射熱を遮 蔽でき、 冷却用水路 4 1 2により膨張型シール 4 0 3周囲の金物温度を下げるこ とで膨張型シール 3の温度を耐熱温度( 例えば、 80 ) 以下に保つことができる。 この構造では、 第 2 3図のように下面フランジ 1と上面フランジ 4 0 2の隙間 が 10mm程度以下ならば膨張型シール 4 0 3の膨張力でシールは可能であるが、フ ランジの締結、 開放を繰り返す内にフランジが変形し、その隙間が 10mmを超える ような場合には上面フランジ 4 0 2とシール面部材 4 0 5の間にシール 4 0 9を 揷入したり、 第 2 4図のようにフランジの変形に合う別のシール面部材 4 0 5と 交換すればシール性は保てる。 また、 フランジの締結、 開放作業などでシール当 り面に傷をつけた場合にもシール面部材 4 0 5だけを交換すればよい。 以上のように本発明によれば、 フランジのシール面を交換できるようにするこ とにより、 フランジの補修を容易にし、 またフランジの変形に対する矯正を可能 として、 シール性の維持を容易に行うことができる。 また、 フランジのシール部 材に膨張型シールを複数使用することにより、 シール性が向上し、 さらにパージ ガスをシール部材間に導入することにより、 たとえ気密性が低下してもガス渥れ による危険を防止し、 安全性が向上するなど顕著な効果を発揮する。
実施の形態 6
本実施の形態 6の冶金炉は、 炉体;前記炉体の下部に設けられた出銑口 ;予め 製造した溶銑を铸込み鍋から受ける受皿; と溶銑を冶金炉内に種湯として装入す るために、 前記受皿から出銑口へ溶銑を導入する溶銑導入路とからなる。
上記の冶金炉は、 溶銑が導入された時のスポ一リングを防止するために、 更に、 前記出銑口の内側に断熱性スリーブを有するのが好ましい。 断熱性スリーブは、 シャモット系煉瓦によるパイプとシャモット系キャス夕ブルにより成形されたパ イブからなる群から選択された一つである。
また、 上記の冶金炉は、 更に、 出銑口の内側に配置されたスポーリング防止用 の断熱性ファイバー又はシ一卜と、 このファイバ一又はシー卜の内側に配置され た耐火物製パイプ部材とを有するのが望ましい。 前記断熱性ファイバー又はシー トは、 岩綿系、 グラス系、 及び多孔質系の材質からなる群から選択された一つで ある。 前記耐火物製パイプは、 A l 23、 M g O— (:、 A l 23— S i C— Cの、 焼成耐火物及びプレキャストキヤス夕一から選択された一つである。 以下、 図面を参照して、 本発明種湯装入装置の一実施の形態を説明する。 この 装置は、 铸込み鍋 5 1 0から予め製造した溶銑 5 2 0を受ける受皿 5 3 0と、 出 銑口 5 4 0を備えた溶融還元炉 5 5 0と、 前記受皿 5 3 0から溶融還元炉の出銑 口 5 4 0へ溶銑を導入する溶銑導入路 5 6 0とを具備し、 受皿内の溶銑を溶融還 元炉の出銑口から種湯として装入するようにした溶融還元炉への種湯装入装置で ある。 ここで溶銑は、 製鉄所において既に高炉が存在する場合、 製銑工程で生産 された溶銑を種湯として利用できる。 また、 製鋼工程で電気炉が存在する場合、 製鋼工程で銑鉄を溶解して生産された溶銑を種湯として利用できる。 あるいは、 スクラップを溶解し、 加炭して生産された溶銑を種湯として利用できる。
受皿内の溶銑を出銑口に導く溶銑導入路 5 6 0は、 第 2 6図に示すように、 箱体 5 6 1内に銑鉄が通る耐火物パイブ 5 6 2を配置し、 箱体と耐火物パイプとの間 に砂 5 6 3を充填している。 耐火物パイプは、 種湯導入時のみに耐用性があれば よいので、 S K 3 4材のように安価な材料を使用することができる。 本発明では、 出銑口耐火物の築造構造は、 第 2 7図に示すように、 外形が矩形で 内側径が円形断面のセット煉瓦 5 4 4である。
ところで、 溶融還元炉の出銑口耐火物の築造構造は基本的には高炉と同様な構造 である。 溶融還元炉の炉内では溶銑ゃスラグが流動しているため、 高炉で見られ るように出銑口 ^火物の厚さを超えてマツドが出銑口前部に堆積しない。 従って、 高炉での操業のように出銑口の深度を回復させるような操作は不可能である。 出 銑口の寿命は溶融還元炉炉体寿命の決定要因となるため、 溶銑装入時にスポーリ ングにより出銑口耐火物が損傷しないような配慮が必要である。
この場合、 溶銑受け入れ時の出銑口耐火物のスポーリングを防止するために、 出銑口耐火物をガスパーナ等により予熱しておく方法も有るが、 溶銑装入後に稼 働準備のために必要な時間とその間の温度低下を見込んで装入時の種湯温度は
1400で以上が必要であるため、 予熱のみで耐火物のスポーリングを防止すること は難しい。 このため、 第 2 8図の実施態様に示すように、 溶銑装入時にはその損 傷を防止するためにセット煉瓦の内側に上記スリ一ブ内にスポーリング防止用断 熱性スリーブ 5 4 1を設置することが望ましい。 スリーブ 5 4 1は、 例えば、 シ ャモット系煉瓦によるパイプまたはシャモット系キャス夕ブルにより成形したパ イブなどで構成されている。
また、 第 2 9図に示す本発明の実施の態様では、 出銑口の溶銑挿入時の損傷を 防止するために、 このセット煉瓦 5 4 4の内側にスポーリング 止用の断熱性フ アイバー又はシ一ト 5 4 2を配置し、 さらにこのファイバー又はシートの内側に 耐火物製パイプ部材 5 4 3を配置している。 断熱性のファイバ一ゃシート 5 4 2 は、 例えば、 岩綿系、 グラス系、 多孔質系の材質で構成されている。 耐火物製パ ィプ部材 5 4 3は、 例えば、 Al 2 0 3、Mg O— C、 A 1 2 O 3— S i C— Cの、 焼成 耐火物及びプレキャストキヤスターで構成されている。 これらを配置することに より、 出銑口の内径は、 5 0— 1 0 0 mm程度となる。
以上のように、 本実施の形態 6では、 溶融還元炉の出銑口を種湯用の装入口部と して利用しているので、 機械的なシールが不要となる。 すなわち、 溶融還元炉は 0. 2MPa以上の高圧で操業される設備であるため、種湯の装入口部を別途設けた場 合、 その部分のシール性を維持する必要がある。 本発明のように出銑口を種湯用 の溶銑の装入口に使用すると、 装入後は通常の操業と同様にマツドガンで閉塞を 行えば操業を開始可能であり、 機械的なシール装置は不要である。 また、 出銑口 の断熱性が向上し、 出銑口耐火物を保護しながら種湯を受け入れることができる ようになつている。
実施例
図示する種湯装入装置において、
皿]
高さ : 2000mm、 溶銑量: 40 t on 、 x 4杯
[溶銑導入路 (耐火物パイプ部材〉 ]
受皿側の高さ : 1 150mm、 耐火物パイプ部材の長さ : 13m 、 耐火物パイプの材質: SK 3 4
[出銑口]
高さ : 800mm
[スポーリング防止用断熱性スリーブ]
シャモット系煉瓦によるパイプ
[スポーリング防止用の断熱性ファイバー]
岩綿系材質
[耐火物製パイプ]
A! 2 0 3の焼成耐火物
以上の条件下で溶銑を種湯として出銑口から導入したが、 溶銑挿入時に出銑口 の損傷は観察されなかった。 また、 溶銑挿入後マッドガンで閉塞を行い、 短時間 以上のように、 本発明によれば、 出銑口を種湯の揷入口として利用しているので、 出銑口を閉塞後迅速に操業を開始できる。 また、 出銑口耐火物のスポ一リングを 防止する構造としたので、 出銑口の炉耐火物を損傷することがない顕著な効果を 発揮する。 実施の形態 7
冶金炉の操業方法は以下の工程からなる:
炉底に設けられた少なくとも 1つ以上の底吹きノズルから攪拌用ガスを鉄 浴に吹き込む工程;
炉側壁に設けられた出湯口から溶湯を排出する工程;
前記底吹きノズルの少なくとも 1つから、 攪拌用ガスを酸素含有ガスに切 り替えて吹き込み、 底吹きノズル周囲の耐火物を溶融して穴径を拡大し、 拡大し た穴から炉内の残溶湯を排出する工程。
上記の冶金炉の操業方法は、 更に、 前記底吹きノズルの残存長さを検出センサ 一により検出する工程を有するのが好ましい。 底吹きノズルから吹き込むガスは、 前記検出センサーが検出する底吹きノズルの残存長さが基準長さになった時点で、 攪拌用ガスから酸素含有ガスへと切り替えられる。
本実施の形態 7では、 鉄浴を残留させた操業を行う炉体として、 固定式炉体を 用いる。 固定式炉体を用いることで、 転炉のような傾動式炉体に比べて設備費を 低く抑えることができ、 製造コストの固定費軽減に寄与する。 又、 固定式炉体を 用いることで、 スラグと接する炉壁位置に、 耐火物に代わり金属製の水冷パネル を設けることができ、 炉体耐火物コス卜の低減に寄与する。
そして、 この固定式炉体の側壁に出湯口を設け、 出湯口より連続的又は間歇的 に炉内で生成する銑鉄や溶融スラグを排出することで、 出湯口より下方に所定量 の鉄浴を常に確保することができる。 又、 炉底に設けた底吹きノズルから ]¾拌用 ガスを吹き込み、 鉄浴を IS拌することで、 炉内の反応、 例えば還元反応等を促進 させることができる。
この固定式炉体に内張りした煉瓦の損耗又は底吹きノズルの損耗等により炉寿 命となった際は、 少なくとも 1つの底吹きノズルの吹き込みガスを、 攪拌用ガス から酸素含有ガスに切り替え、 酸素含有ガスを炉内に吹き込む。 すると、 酸素含 有ガス中の酸素と鉄浴とが反応して F e Oを生成すると共に発熱する。 この発熱 と F e Oとにより、 底吹きノズル及び底吹きノズル周囲の耐火物が溶融して、 底 吹きノズルを設置していた位置を中心軸として、 拡大された穴が炉内側から炉外 側に向かって形成される。 やがて、 拡大された穴は炉底を貫通し、 炉内の残溶湯 が拡大された穴を通って炉外に排出される
又、 操業中に検出センサーにより底吹きノズルの残存長さを検出していれば、 底吹きノズルの残存長さが寿命から決まる基準長さとなった時期に残溶湯の排出 が可能になり、 炉体耐火物を極限にまで使用することができ、 炉体耐火物のコス 卜が一層低減する。
尚、 本発明における鉄浴とは、 溶銑、 溶鋼、 及び溶融鉄合金の溶湯であり、 又、 攪拌用ガスとは、 窒素や A r等の不活性ガスや、 この固定式炉体から発生する排 ガスであり、 更に、 酸素含有ガスとは、 空気、 酸素、 及び空気と酸素との混合ガ スである。
本発明を図面に基づき説明する。 第 3 0図は、 本発明の実施の形態の 1例を示 す鉄鉱石の溶融還元用固定式炉体の側断面の概略図、 第 3 1図は、 第 3 0図の底 吹きノズル部の拡大図である。
これらの図において、 外郭を炉体鉄皮 6 0 2とし、 この炉体鉄皮 6 0 2内の下 部に内側からワーク慷瓦 6 0 3及び永久煉瓦 6 0 4の順に、 2層の煉瓦積み構造 とされた溶融還元炉 6 0 1力 支持台 6 2 2にて基礎 6 2 3に固定されている。 この 2層の煉瓦積み構造の部位で、 溶銑 6 0 6及び溶融スラグ 6 0 7を保持する。 溶融還元炉 6 0 1の側壁となる炉体鉄皮 6 0 2の上部には、 集塵機 (図示せず ) や予備還元炉 (図示せず) と連結するダクト 6 2 0と、 炉内に原料を供給する ための原料投入口 6 2 1とが設けられている。 又、 天蓋の炉体鉄皮 6 0 2を貫通 して上吹きランス 6 1 8が上下移動可能に設けられており、 炉内に酸素を吹き込 むことができる。
溶融還元炉 6 0 1の炉底には、 窒素や A r等の不活性ガス又は溶融還元炉 6 0 1の排ガスを攪拌用ガスとして溶銑 6 0 6中に吹き込むネ 数個の底吹きノズル 6 0 8、 6 0 8 a , 6 0 8 bが設けられている。 底吹きノズル 6 0 8の設置数は、 溶融還元炉 6 0 1の内容積にもよるが、 1基の溶融還元炉 1で 6〜 2 0個程度と する。 底吹きノズル 6 0 8、 6 0 8 a , 6 0 8 bは、 内径が 1 0〜 3 0 mm φの ステンレス鋼管製とし、 その周囲をスリーブ煉瓦 6 1 0が囲い、 ステンレス鋼管 製の底吹きノズル 6 0 8、 6 0 8 a , 6 0 8 bの溶銑 6 0 6による溶損を防止し ている。 底吹きノズル 6 0 8、 6 0 8 a、 6 0 8 bの炉底への取り付け方法は、 例えば、 底吹きノズル 6 0 8、 6 0 8 a、 6 0 8 b及びスリーブ煉瓦 6 1 0を押え金物 6 1 1と一体的に構築し、 そして、 炉外からワーク煉瓦 6 0 3内に嵌合して押え金 物 6 1 1を溶接又はポルト等にて炉体鉄皮 6 0 2に取り付けることでできる。 そ して、 底吹きノズル 6 0 8、 6 0 8 a , 6 0 8 bはガス洪給管 6 1 2と連結され、 攪拌用ガスが吹き込まれる。 尚、 本実施の形態では、 S拌用ガスとして窒素を用 いた例を示している。
本実施の形態では、 炉底中心に設けた底吹きノズル 6 0 8に連結するガス供給 管 6 1 2を、 揿拌用ガス供給管 6 1 2 aと、 酸素含有ガス供給管 6 1 2 bとに分 離し、 攪拌用ガス供給管 6 1 2 aに設けたバルブ 6 1 3、 及び酸素含有ガス供給 管 6 1 2 bに設けたバルブ 6 1 4にて、 底吹きノズル 6 0 8から吹き込むガスを、 攪拌用ガスと酸素含有ガスとに切り替えることができる構造としている。
又、 この底吹きノズル 6 0 8内には、 ステンレス鋼管製の内管 6 0 9が設置さ れ、 この内管 6 0 9の先端は炉内面にまで至り、 そして、 内管 6 0 9内には光フ アイバ一 6 1 7がモルタル (図示せず) と共に嵌入されている。 光ファイバ一 6 1 7の炉外側の先端は、 検出装置 6 1 6に接続されており、 こうして、 検出装置 6 1 6と光ファイバ一 6 1 7とで、 底吹きノズル 6 0 8の残存長さを検出する検 出センサー 6 1 5を構成している。 この検出センサー 6 1 5による底吹きノズル 6 0 8の残存長 は以下のようにして測定する。 尚、 検出装置 6 1 6は、 光パル スの発振及び受信と、 信号処理演算機能とを備えた装置である。
検出装置 6 1 6から発信された光パルスは、 光ファイバ一 6 1 7を通り、 そし て、 光ファイバ一の炉内側先端で反射して検出装置 6 1 6に戻る。 検出装置 6 1 6は、 光パルスの発信から受信までの時間を測定し、 この時間から光ファイバ一 6 1 7の炉内側先端までの距離を算出する。 底吹きノズル 6 0 8の損耗に従って 光ファイバ一 6 1 7も損耗するので、 光ファイバ一 6 1 7の先端までの距離と底 吹きノズル 6 0 8の炉内側先端までの距離とがー致し、 こうして底吹きノズル 6 0 8の残存長さが測定される。
炉側壁の 2層の煉瓦積み構造の位置には、 マツド剤 6 2 4で充填された出湯口 6 0 5が設けられ、 又、 溶融還元炉 6 0 1の側壁の煉瓦積み構造の上方には、 銅 及び銅合金等からなる金属製水冷パネル 6 1 9が、 炉体鉄皮 6 0 2の内周に取り 付けられている。 金属製水冷パネル 6 1 9は、 溶融スラグ 6 0 7に対する耐用性 が耐火物よりも高く、 耐火物の代替として用いられている。
この構成の溶融還元炉 6 0 1に、 鉄鉱石、 石炭、 生石灰、 及び軽焼ドロマイト を原料投入口 6 2 1から供給し、 そして、 上吹きランス 6 1 8から酸素を吹き込 み、 底吹きノズル 6 0 8、 6 0 8 a , 6 0 8 bから窒素を吹き込んで鉄鉱石を溶 融還元し、 溶銑 6 0 6を製造する。 溶銑 6 0 6力 所定量確保され、 且つ金属製 水冷パネル 6 1 9位置に達する以前に、 出湯口 6 0 5を開口して溶銑 6 0 6及び 溶融スラグ 6 0 7を溶銑保持容器 (図示せず) に排出する。 排出後、 再び出湯口 6 0 5にマツド剤 6 2 4を充填して排出を停止し、 操業を継続する。
操業中、 検出センサー 6 1 5による底吹きノズル 6 0 8の残存長さが基準長さ になった場合、 又は、 目視観察又は熱電対等によるワーク煉瓦 6 0 3の残存厚み が基準の厚みになった場合、 底吹きノズル 6 0 8から吹き込むガスを酸素含有ガ スに切り替える。 その際、 他の底吹きノズル 6 0 8 a、 6 0 8 bからの搅拌用ガ スの吹き込みは必要がなく、 停止しても良い。 酸素含有ガスは、 空気、 酸素及び 空気と酸素との混合ガスの中から適宜選択する。
尚、 ワーク煉瓦 6 0 3の残存厚みの基準は、 4 0〜 8 0 mm程度とし、 又、 底 吹きノズル 6 0 8の残存長さの基準は、 ワーク煉瓦 6 0 3に嵌合する部分の長さ が 4 0〜 8 0 mmとなる残存長さとする。 但し、 ワーク煉瓦 6 0 3及び底吹きノ ズル 6 O Sの損耗速度は、 炉の使用目的により異なるので、 残存長さ及び残存厚 みの基準値も上記に限るものではなく、 その炉の使用目的に沿った最適な値を決 めれば良い。
底吹きノズル 6 0 8から酸素含有ガスを吹き込むと、 溶銑 6 0 6が酸化して発 熱すると共に F e Oが生成する。 この発熱により、 最初にステンレス鋼管製の底 吹きノズル 6 0 8が溶融し、 次いで、 底吹きノズル 6 0 8周囲のスリーブ煉瓦 6 1 0が前記の F e Oと酸化熱とにより溶融し、 底吹きノズル 6 0 8の先端に拡大 した凹部が形成される。 続けて酸素含有ガスを吹き込むことで、 凹部は炉内側か ら炉体鉄皮 2側に漸次進行し、 スリーブ煉瓦 6 1 0内に炉内側から炉体鉄皮 2側 に至る拡大した穴が形成される。 第 3 1図では、 この拡大した穴をスリーブ煉瓦 6 1 0中に破線で、 又、 拡大した穴の内径を Dで示す。 そして拡大した穴が押え 金物 6 1 1の位置に到達すると押え金物 6 1 1は溶融し、 炉内の溶銑 6 0 6及び 溶融スラグ 6 0 7が予め炉底に配置した溶銑保持容器 (図示せず) 内に落下 ·流 出して排出される。 尚、 光ファイバ一 6 1 7及びガス供給管 6 1 2の一部は同時 に溶損する。
内径が 1 0〜3 0 mm φの底吹きノズル 6 0 8から吹き込む酸素含有ガスは、 1 0 0〜1 0 0 0 Nm3ZH rとすることが好ましい。 1 0 O Nn^ZH r未満で は、 溶融速度が遅くて排出までに時間がかかり過ぎ、 又、 1 0 0 0 Nm 3 ZH r を越えると吹き込みガスによる冷却効果が生じてスリーブ煉瓦 1 0の溶融が遅く なり、 同様に、 排出までに時間がかかり過ぎるためである。
これらの条件では、 拡大した穴の内径 Dは 1 0 0〜2 0 O mm ci)になり、 炉内 に残る溶銑 6 0 6は迅速に、 例えば 5 0 0 トン程度であれば数分間で排出される。 又、 拡大した穴の内径 Dが 1 0 0〜2 0 O mm (/)であるので、 通常の底吹きノズ ル 6 0 8の交換作業と同様の作業で容易に復旧が可能である。 尚、 通常の底吹き ノズル 6 0 8の交換作業とは、 押え金物 6 1 1を炉体鉄皮 6 0 2と切り離し、 底 吹きノズル 6 0 8をスリーブ煉瓦 6 1 0と共に抜き出し、 新たにスリーブ煉瓦 6 1 0及び押え金物 6 1 1と一体的構築した底吹きノズル 6 0 8をワーク煉瓦 6 0 3に嵌合して交換する作業である。 従って、 穴の内径 Dは 2 0 O mm *以上とす る必要はなく、 例えば 4 0 0 mm φまで拡大すると復旧作業に時間がかかり過ぎ て好ましくない。
このように、 底吹きノズル 6 0 8を利用して炉内の溶銑 6 0 6及び溶融スラグ 6 0 7を排出することで、 特別の装置を用いることなく、 安価に且つ確実に残溶 湯を排出することができる。
尚、 上記説明は固定式炉体として鉄鉱石の溶融還元炉 6 0 1について説明した が、 固定式炉体は溶融還元炉 6 0 1に限るものではなく、 酸素を吹き込み鉄スク ラップを連続的に溶解する鉄のスクラップ溶解炉や、 酸素を吹き込み、 N i鉱石 や C r鉱石をコータスで還元して溶融状態の F e - N i合金及び F e— C r合金 を製造する製鍊炉にも同様に適用することができる。 又、 酸素含有ガスを吹き込 む底吹きノズルの数やその位置は上記に限るものではなく、 複数個の底吹きノズ ルから酸素含有ガスを吹き込んでも良い。 検出センサー 6 1 5も上記に限るもの ではなく、 スリーブ煉瓦 6 1 0内に光ファイバ一 6 1 7を埋め込む構造としても 良く、 光ファーバー 6 1 7に代えて同軸ケーブルないしは絶縁された 2本の電気 的導通性を有する線を用いて、 電磁気パルスを流して測定する方法でも良い。 更 に、 底吹きノズル 608をステンレス鋼管製の代わりに耐火物製としても、 本発 明の適用に何ら支障とならない。
実施例
第 30図に示す溶融還元炉 60 1における実施例を以下に説明する。 直径が 1 Omの炉体鉄皮の内面に、 Mg〇—黒鉛質煉瓦のワーク煉瓦を 90 Ommの厚み に、 その外側に 1 5 Omm厚みの MgO質煉瓦を永久慷瓦として設置した。 底吹 きノズルは、 外径が 29 、 内径が 2 5ηιΐΏφのステンレス鋼管製である。 直径 0. 2 mm </)の光ファイバ一を、 外径 1 7mm<i)、 内径 12mm<i)のステン レス鋼管製の内管にモルタルと共に嵌入させた。 底吹きノズルの総数は 1 0本で あり、 そのうち酸素含有ガスを吹き込む底吹きノズルは炉中心の 1本である。 そして、 底吹きノズルからの窒素供給量の総量を 8000〜 1 2000 Nm 3 ZH r、 上吹きランスからの酸素供給量を 7 500 ONm3 H r、 鉄鉱石供給 量を 1 90 t on/H r, 石炭供給量を 1 00 t o n/H r, 生石灰供給量を 4 t n/H r , 軽焼ドロマイ 卜の供給量を 4 t o n/H rとして鉄鉱石の溶融還 元を行った。 その結果、 溶銑は 1 25 t n/H rで製造され、 2時間毎に出湯 口から生成した溶銑及び溶融スラグを溶銑保持容器内に排出しつつ、 操業を継続 した。
操業開始から 75日後に、 底吹きノズルのワーク煉瓦に嵌合する長さが、 検出 センサ一による検出値で 50mmとなったため操業を停止し、 底吹きノズルから 酸素を 300 Nm3/H rで吹き込んだ。 酸素吹き込み後、 33分経過時に溶銑 の排出が開始し、 極めて均一なストレート流で排出した。 溶銑は約 3分間で全量 排出して、 溶銑保持容器内に溶銑 520トンを排出した。 溶銑の排出後、 溶融ス ラグの排出が開始したが、 溶融スラグの排出と共に出湯速度が低下し、 最終的に は拡大した穴がスラグと損耗した煉瓦破片とで詰まり、 排出が停止した。
第 32図は、 ワーク煉瓦と永久煉瓦との境付近のスリーブ煉瓦外周部に埋め込ん だ熱電対による底吹きノズル温度の測定値、 検出センサーによる底吹きノズル長 さの減少量、 及び吹き込み酸素の背圧を、 酸素吹き込み開始から時系列的に測定 した結果を示す図である。 第 3 2図に示すように、 底吹きノズルの温度は 4 0 0 ~ 6 0 0でであり、 温度的には全く問題の無い値であった。 背圧は吹き込み時間 と共に徐々に低下し、 出湯時には 4 k g Z c m 2まで低下した。 酸素吹き込み開 始時、 底吹きノズルの炉内側先端から押え金物までの距離は約 1 0 0 c mであつ たが、 検出センサーによる底吹きノズル長さの減少量も約 1 0 0 c mとなり、 検 出センサ一が精度良く測定していることが確認できた。
炉内の冷却後、 炉の内外及び排出用に拡大した穴を観察した結果、 炉内には炭 材を主とする残留物が 3〜4 トン残るのみで、 排出状況は極めて良好であった。 又、 排出穴は直径が 1 0 0〜 1 5 0 mm φにまで拡大していたが、 スリーブ煉瓦 内に治まっていた。 そして、 炉底周辺設備の損傷は全くないことを確認した。 本発明では、 固定式炉体において、 揿拌用ガスを吹き込む底吹きノズルから酸 素含有ガスを吹き込み、 底吹きノズルの設置された穴を拡大して残溶湯を排出す るので、 安価に且つ確実に残溶湯を排出することができ、 その結果、 炉体稼働率 を大幅に向上し、 且つ炉内残留物の排出作業に要する費用を大幅に低減すること ができ、 工業的効果は格別である。

Claims

請求の範囲
1 . 冶金炉は以下からなる:
炉体鉄皮;
該炉体鉄皮の内側に設けられた内張り煉瓦からなる底部壁; と
該炉体鉄皮の内側に設けられた金属製水冷パネルからなる側壁。
2 . 該金属製水冷パネルが冷却水を通す渦巻き型構造の水路を有する請求の範囲 第 1項記載の冶金炉。
3 . 冶金炉の側壁に設けられる水冷パネルは以下からなる :
金属製水冷パネル; と
該金属製水冷パネル内に設けられた冷却水を通す渦巻き型構造を持つ水路。
4 . 冶金炉は以下からなる:
炉体鉄皮;
該炉体鉄皮の内側に設けられた水冷パネルからなる炉壁;
水冷パネルと水冷パネルとの間に設けられ、 炉体鉄皮に取り付けられた金属 製の仕切り材; と
該水冷パネル、 仕切り材と炉体鉄皮とで囲まれた部分に設けられた不定形耐 火物層。
5 . 該仕切り材が炉体鉄皮側から炉内に向かってその断面が狭くなる楔型を有す る請求の範囲第 4項記載の冶金炉。
6 . 冶金炉は以下からなる:
鉄を含有する溶融金属とスラグを保持し、 製造するための炉体;
炉体の外郭を形成する鉄皮: 溶融金属及びスラグと接触する炉体の内周部に配置される、 M g〇、 A 1 23、 黒鉛、 S i C、 又は S i 02を主成分とする内周煉瓦: と
前記内周煉瓦の外側に、 溶融金属及びスラグに溶出しても操業上問題が無く、 且つ、 検出が容易な物質を検出用物質として 1 O w t %以上含有する検出用煉瓦。
7 . 前記検出用物質が、 C r系酸化物、 S r系酸化物、 Z r系酸化物からなる群 の中から選択された少なくとも 1つの物質である請求項 6記載の冶金炉。
8 . 前記検出用煉瓦が少なくとも 3 0 mmの厚みを有する請求項 6記載の冶金炉。
9 . 更に、 検出用煉瓦と鉄皮との間に配置された 1層積みの煉瓦を有する請求項 6記載の冶金炉。
1 0 . 冶金炉は以下からなる :
上部槽と下部槽からなり、 上部槽と下部槽とに分離可能な炉本体;
前記炉本体の下方に前記下部槽に連結して設けられ、 且つ上部槽と下部槽と が連結される場合には炉本体全体を支持する支持基盤;
前記支持基盤を昇降させて上部槽と下部槽とを分離、 密着させる昇降手段; 前記昇降手段にて上昇した支持基盤の鉛直方向の位置を調整して保持する位 置調整手段:
前記位置調整手段により鉛直方向の位置を調整された支持基盤を固定する固 定機構; と
前記昇降手段により炉本体を 2つに分離する場合に、 上部槽を空中の所定位 置で支持する上部槽支持手段。
1 1 . 上部槽と下部槽とを有する冶金炉での下部槽交換方法は以下の工程からな る:
上部槽と下部槽とに分離可能な炉本体と炉本体の下方に下部槽に連結して設 けられた支持基盤を提供する工程;
前記支持基盤にて炉本体を支持しつつ上部槽と下部槽との連結を解く工程; 連結の解除された支持基盤を下降させる工程;
前記の支持基盤を下降させる工程において、 上部槽支持手段にて上部槽を空 中の所定位置で支持させて上部槽と下部槽とを分離する工程;
分離された下部槽を上部槽直下から移動させる工程;
支持基盤と連結した新たな下部槽を上部槽直下に配備する工程: と 支持基盤を上昇させて上部槽と新たな下部槽とを密着させて連結する工程。
1 2 . 冶金炉に使用されるフランジのシール装置は以下からなる :
一対のフランジ;
前記一対のフランジの少なくとも一方のシール面に取り付けられたシール 面部材; と
前記シール面部材とこれに対向するフランジのシール面又はシール面部材 との間に両者間を気密に保持するためにフランジの径方向に列設された少なくと も 2つのシール部材。
1 3 . 前記シール部材がチューブシールである請求項 1 2記載のシール装置。
1 4 . 前記チューブシールはシール膨張用ガスを導入するためのガス経路を有す る請求項 1 3記載のシール装置。
1 5 . 更に、 シール部材をシール面の所定位置に固定する押え部材と一対のフラ ンジとの間に形成された空間内にパージガスを導入するガス経路とを有する請求 項 1 2記載のシール装置。
1 6 . 冶金炉は以下からなる:
炉体;
前記炉体の下部に設けられた出銑口 ; 予め製造した溶銑を铸込み鍋から受ける受皿; と
溶銑を冶金炉内に種湯として装入するために、 前記受皿から出銑口へ溶銑 を導入する溶銑導入路。
1 7 . 溶铣が導入された時のスポ一リングを防止するために、 更に、 前記出銑口 の内側に断熱性スリーブを有する請求項 1 6記載の冶金炉。
1 8 . 断熱性スリーブが、 シャモット系煉瓦によるパイプとシャモット系キャス 夕ブルにより成形されたパイプからなる群から選択された一つである請求項 1 7 記載の冶金炉。
1 9 . 更に、 出銑口の内側に配置されたスポ一リング防止用の断熱性ファイバー 又はシートと、 このファイバー又はシートの内側に配置された耐火物製パイプ部 材とを有する請求項 1 6記載の冶金炉。
2 0 . 前記断熱性ファイバー又はシートが、 岩綿系、 グラス系、 及び多孔質系の 材質からなる群から選択された一つである請求項 1 9記載の冶金炉。
2 1 . 前記耐火物製パイプが、 A 1 23、 M g〇一 C、 A 1 23— S i C— Cの、 焼成耐火物及びプレキャストキヤス夕一から選択された一つである請求項 1 9記 載の冶金炉。
2 2 . 冶金炉の操業方法は以下の工程からなる:
炉底に設けられた少なくとも 1つ以上の底吹きノズルから攪拌用ガスを鉄 浴に吹き込む工程:
炉側壁に設けられた出湯口から溶湯を排出する工程;
前記底吹きノズルの少なくとも 1つから、 攪拌用ガスを酸素含有ガスに切 り替えて吹き込み、 底吹きノズル周囲の耐火物を溶融して穴径を拡大し、 拡大し た穴から炉内の残溶湯を排出する工程。
2 3 . 更に、 前記底吹きノズルの残存長さを検出センサ一により検出する工程を 有する請求項 2 2記載の冶金炉の操業方法。
2 4 . 前記検出センサーが検出する底吹きノズルの残存長さが基準長さになった 時点で、 底吹きノズルから吹き込むガスが、 攪拌用ガスから酸素含有ガスへと切 り替えられる請求項 2 2記載の冶金炉の操業方法。
2 5 . 前記 IS拌用ガスを鉄浴に吹き込む工程が少なくとも 1つ以上の底吹きノズ ルと炉底近傍の側壁ノズルから揿拌用ガスを鉄浴に吹き込むことからなる請求項 2 2記載の冶金炉の操業方法。
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