WO2010131742A1 - 電気炉製鋼法 - Google Patents

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WO2010131742A1
WO2010131742A1 PCT/JP2010/058201 JP2010058201W WO2010131742A1 WO 2010131742 A1 WO2010131742 A1 WO 2010131742A1 JP 2010058201 W JP2010058201 W JP 2010058201W WO 2010131742 A1 WO2010131742 A1 WO 2010131742A1
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electric furnace
metal tube
gas
scrap iron
furnace
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照祥 平岡
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株式会社Istc
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    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
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    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/5211—Manufacture of steel in electric furnaces in an alternating current [AC] electric arc furnace
    • C21C5/5217—Manufacture of steel in electric furnaces in an alternating current [AC] electric arc furnace equipped with burners or devices for injecting gas, i.e. oxygen, or pulverulent materials into the furnace
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
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    • F27B3/10—Details, accessories, or equipment peculiar to hearth-type furnaces
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    • F27B3/205—Burners
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
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    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C2005/5258—Manufacture of steel in electric furnaces with crater formed by down-melting of scrap or charge through electrode or lance
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the present invention relates to an electric furnace steelmaking method.
  • an arc electric furnace has a furnace body and a furnace cover that covers the furnace body, and one or more electrodes are provided on the furnace cover so as to be lifted and lowered. Arc plasma is generated from the electrodes, and the scrap iron charged in the furnace is melted.
  • the apparent specific gravity of scrap iron is smaller than the specific gravity of molten iron, so the volume of the electric furnace becomes larger than necessary to charge the amount of scrap iron corresponding to the desired amount of molten iron into the electric furnace at a time. .
  • Various losses such as an increase in the amount of graphite electrode used occur. Therefore, the normal electric furnace internal volume is designed so that the amount of scrap iron corresponding to the desired amount of molten iron is charged into the furnace in two portions.
  • the graphite electrode is raised, and the furnace lid and the graphite electrode are moved to additionally charge scrap iron into the electric furnace.
  • the furnace lid and the graphite electrode are moved onto the furnace, and the graphite electrode is reinserted into the electric furnace.
  • Energization is continued even after the scrap iron is completely melted, and a fouling material such as charcoal and calcined lime is added from the top of the furnace, and pulverized coal injection is started from the sampling port on the exhaust side.
  • the CO-JET burner is a burner distributed in the market, and is an oxygen burner having a structure in which the circumference of the supersonic oxygen gas flow is wrapped with LNG. In conventional electric furnace operation, it is used for the purpose of heating a cold spot or cutting work.
  • the conventional arc electric furnace operation as described above has the following four drawbacks.
  • the nitrogen content of the molten iron produced by the arc electric furnace steelmaking method is about 100 ppm or more. And higher. Since nitrogen in the molten iron hardens the material of the steel material, it is difficult to produce a soft steel material using the molten iron.
  • a means is known in which CO gas is generated in molten iron and nitrogen in the molten iron is released into the CO gas to denitrify.
  • the conventional arc electric furnace operation consumes a lot of electric power, so the power cost is high and the economy is hindered.
  • the electricity price is set to 2 to 3 times higher than at night when electricity consumption is low.
  • the company operates intensively at night and on holidays.
  • this type of operation imposes extraordinary life such as late-night work and holiday work for electric furnace workers, in addition to having to pay special labor costs to electric furnace workers. This is the point that should be improved.
  • the conventional electric furnace refining method has many problems, and many attempts have been made to improve them.
  • An arc furnace has been proposed (see, for example, Patent Document 1).
  • the arc furnace of Patent Document 1 aims to shorten the refining time by using the electrode and the burner lance at the same time, and although the power consumption corresponding to the shortening of the refining time can be suppressed, it is still not sufficient. There wasn't.
  • the nitrogen content of the obtained molten iron was as high as about 100 ppm or more.
  • the present invention provides a steelmaking method that greatly improves the above-mentioned first to third disadvantages of an electric furnace.
  • the fourth drawback is not a problem that can be solved by simply improving the operation because it depends on the energy price at that time and the power usage contract conditions with the power company.
  • the degree of freedom of operation is greatly expanded by taking into consideration special allowance for labor costs, changes in power usage contract conditions, etc. It becomes possible.
  • the present inventors diligently studied to solve the above-mentioned problem. After forming a bore hole in scrap iron using a conventional arc electric furnace, the scrap iron is formed using a burner lance made of metal tube whose outside is water-cooled. It has been found that the above-mentioned problems can be solved by dissolving selenium. The present invention has been completed by further studies based on these findings.
  • Item 1 An electric furnace steelmaking method using an arc electric furnace, (1) A step of inserting scrap iron into an arc electric furnace and inserting a movable electrode into the electric furnace, (2) A step of lowering the electrode while energizing the electrode to dissolve the scrap iron and forming a bore hole in the scrap iron, (3) The electrode is pulled out from the electric furnace, and a metal tube burner lance whose outside is water-cooled is inserted into the bore hole, and a mixed gas composed of fuel gas and auxiliary combustion gas is injected from the metal tube burner lance.
  • Item 1 above is a lance having a structure in which the metal tube burner lance has a gas flow path inside, a Laval nozzle at the outlet of the gas flow path, and a mixed gas of fuel gas and auxiliary combustion gas is injected from the Laval nozzle.
  • the electric furnace steelmaking method described in 1. Item 3.
  • the metal tube burner lance is a metal tube burner lance having one Laval nozzle, and the center axis of the Laval nozzle is arranged so as to coincide with the center axis of the metal tube burner lance.
  • the metal tube burner lance is a metal tube burner lance having a Laval nozzle having a center axis that matches the center axis of the metal tube burner lance, and a Laval nozzle having a center axis that does not match the center axis of the metal tube burner lance.
  • the center axis of a Laval nozzle having a center axis that does not match the center axis of the metal tube burner lance is radially arranged with an inclination of 5 to 45 ° with respect to the center axis of the metal tube burner lance.
  • the present invention is an arc type electric furnace steelmaking method in which a mixed gas of subsonic speed or higher composed of a fuel gas and an auxiliary combustion gas is injected using a metal tube burner lance whose water is cooled outside, and is generated by a combustion reaction of the mixed gas.
  • the arc electric furnace steelmaking method of the present invention can achieve uniform melting of scrap iron and does not generate cold spots that occur in conventional arc electric furnaces. Electric furnace dust is eliminated because the slag forming operation of reducing and decarburizing with oxygen by adding carbon is unnecessary. As a result, the iron yield can be increased and resource saving can be realized.
  • the nitrogen content in the obtained molten iron can be reduced, the production of soft steel can be facilitated, and the degree of freedom of operation can be increased by reducing the amount of power used.
  • the economics of weekday daytime operations are improved and daytime daytime operations are enabled. .
  • the present invention is an electric furnace steelmaking method using an arc electric furnace, (1) A step of inserting scrap iron into an arc electric furnace and inserting a movable electrode into the electric furnace, (2) A step of lowering the electrode while energizing the electrode to dissolve the scrap iron and forming a bore hole in the scrap iron, (3) The electrode is pulled out from the electric furnace, and a metal tube burner lance that is externally water-cooled is inserted into the bore hole, and a mixed gas composed of fuel gas and auxiliary combustion gas is introduced from the metal tube burner lance.
  • the step of spraying It is characterized by including.
  • the main point of the electric furnace steelmaking method of the present invention is that the heat source from melting of iron scrap to refining is changed from arc plasma heating by electric power to heating by combustion of fuel gas.
  • FIGS. 1 and 2 show an example of an arc type electric furnace equipment used in the present invention, and the present invention is not limited to these.
  • First Step After charging scrap iron into an electric furnace, a movable electrode is inserted into the furnace from the electrode insertion hole.
  • the electric furnace used in the present invention can use the arc electric furnace equipment that has been used conventionally.
  • the arc electric furnace 1 includes a furnace lid 4, and the furnace lid 4 has an electrode insertion hole 3.
  • the arc electric furnace 1 has a movable electrode 5, and the movable electrode 5 can be freely inserted and removed from the electrode insertion hole 3. Moreover, during operation, it can be moved up and down appropriately as the scrap iron 6 dissolves. Accordingly, in the first step, after the scrap iron 6 is charged into the electric furnace, the movable electrode 5 is inserted into the electric furnace from the electrode insertion hole 3.
  • the movable electrode 5 is not particularly limited, but a graphite electrode is usually used.
  • the scrap iron is not particularly limited, and scrap iron normally used in this field can be appropriately used. Moreover, the shape and size of scrap iron are not particularly limited, and can be determined as appropriate.
  • the amount of scrap iron supplied to the electric furnace is not particularly limited, and may be appropriately determined depending on the capacity of the electric furnace to be used.
  • Second Step In the second step, a movable electrode is energized to lower the electrode while melting the scrap iron to form a bore hole in the scrap iron. This operation is generally called a boring operation.
  • a furnace bottom electrode 2 is provided at the bottom of the arc electric furnace 1, and an arc plasma 9 is generated between the furnace bottom electrode 2 and the movable electrode 5 when energized.
  • the scrap iron 6 charged in the electric furnace is melted by the arc plasma 9 to produce molten iron 12.
  • the movable electrode 5 is lowered, and a boring hole 10 is formed in the scrap iron 6.
  • This process is a work performed in the conventional electric furnace operation.
  • the movable electrode 5 approaches the molten iron upper surface accumulated at the bottom of the furnace, the lowering of the movable electrode 5 stops, and the arc plasma 9 is continuously generated at that position so that the surrounding scrap iron 6 is removed. Dissolve.
  • the lowering of the movable electrode 5 can be stopped and the energization can be stopped.
  • the formation of an appropriately sized boring hole 10 means that the boring hole 10 is formed so as to be meltable by a metal tube burner lance used in the next step. It is preferable that the electrode 5 penetrates the charged scrap iron.
  • the second step of boring is completed in about 1-2 minutes.
  • Third step In the third step, the movable electrode is withdrawn from the furnace, a metal tube burner lance is inserted into the bore hole, and a mixed gas composed of fuel gas and auxiliary combustion gas is supplied from the metal tube burner lance. Spray.
  • the movable electrode 5 is extracted from the electrode insertion hole 3 by a normal method, and the movable electrode 5 is returned to the standby position outside the furnace. Immediately thereafter, the burner lance 11 made of metal pipe is positioned above the boring hole 10 and inserted into the boring hole 10 of the scrap iron 6 from the electrode insertion hole 3 (FIG. 2).
  • a mixed gas comprising fuel gas and auxiliary combustion gas is injected.
  • the temperature in the borehole and in the vicinity of the upper surface of the molten steel accumulated in the furnace bottom has reached the ignition temperature of the mixed gas, so that the mixed gas injected from the burner lance 11 made of metal pipe is in the vicinity of the lance outlet.
  • a combustion flame is formed in the vicinity of the scrap iron forming the side wall of the boring hole or the upper surface of the molten iron accumulated at the bottom of the furnace.
  • the scrap iron 6 and the molten iron 12 are heated by the combustion flame.
  • the insertion position of the metal tube burner lance 11 is not particularly limited, and can be determined as appropriate according to the depth of the bore hole 10 formed in the second step.
  • the insertion position of the burner lance 11 made of metal pipe it is preferable to insert and stop about 1/3 from the upper part of the height of the scrap iron 6 to advance the melting of the scrap iron 6.
  • a side surface of the arc electric furnace 1 is provided with a CO-JET burner for heating the cold spot and a water-cooled oxygen burner at the sampling port 8, which are necessary in the present invention. Therefore, these can be converted into a combustion flame burner that completely burns LNG or LPG with oxygen gas.
  • combustion flame burners are referred to as auxiliary combustion flame burners.
  • the auxiliary combustion burner may be any combustion burner normally used in this field, and is not limited. Along with the heating of the burner lance 11 made of metal tube, heating may be performed using the supplementary flame burner.
  • the gas supply is stopped when the volume of the initially charged scrap iron is reduced to a state where additional scrap iron can be charged, and the metal tube burner lance 11 is pulled out from the electric furnace. .
  • the gas supply to these is also stopped simultaneously.
  • the position of the burner lance 11 made of metal pipe is lowered, and the desulfurization reaction is performed by the slagging material while stirring the formed iron bath (refining period). What is important during the refining period is to sufficiently agitate the molten iron to promote the desulfurization reaction, and at the same time to make the chemical components and temperature of the entire molten iron uniform.
  • the burner lance 11 made of metal pipe can be strengthened such that the stirring of the molten iron can be strengthened and the combustion flame does not penetrate more than about 1/4 from the bottom of the molten iron so that nitrogen in the atmosphere is not involved. Is preferably brought closer to the upper surface of the molten iron. If the combustion flame penetrates about 1/4 or more from the bottom of the molten iron depth, the furnace bottom refractory is seriously damaged, which is not preferable.
  • the molten iron can be strongly stirred by the combustion flame jet formed by the mixed gas, and the temperature and chemical composition of the molten iron As well as ensuring the uniformity of the above, it is possible to prevent the nitrogen absorption reaction to the molten iron due to the decomposition of nitrogen in the atmosphere, so that the major drawback of the arc electric furnace steelmaking process can be improved.
  • the metal tube burner lance 11 used in the present invention is preferably held by a horizontal rotation mechanism that can be inserted into the furnace of the electric furnace 1 from the electrode insertion hole 3 and a vertical lifting mechanism.
  • the horizontal rotation mechanism and the vertical movement mechanism may be the same as the mechanism for moving the movable electrode 5 such as a graphite electrode in a normal arc electric furnace.
  • the metal tube burner lance 11 may be a lance having a gas flow path inside, a Laval nozzle at the outlet of the gas flow path, and a structure in which a mixed gas of fuel gas and auxiliary combustion gas is injected from the Laval nozzle.
  • a Laval nozzle is installed at the outlet of the gas flow path and the mixed gas is formed inside the Laval nozzle from the viewpoint of obtaining a subsonic speed or more at the nozzle outlet.
  • Such a method of forming a gas jet at a subsonic speed or higher is widely known by the technique of the Laval nozzle, and is described in, for example, JP-A-6-73431 and JP-A-6-73433.
  • the subsonic speed is a speed with a Mach number of 0.75 or less. Therefore, in the present invention, the Mach number is preferably 0.7 or more.
  • the size of the metal tube burner lance 11 is not particularly limited. However, since the metal tube burner lance 11 is inserted into the furnace from the electrode insertion hole 3, it must have an outer diameter smaller than that of the electrode insertion hole 3. . Moreover, it is preferable to have an outer diameter equal to or smaller than the outer diameter of the movable electrode 5.
  • the metal tube burner lance used in the present invention is preferably water-cooled outside.
  • hydrocarbon gas not only hydrocarbon gas such as LNG, LPG, butane gas, but also petroleum-based fuel such as CO gas, heavy oil, light oil, kerosene, etc.
  • hydrocarbon gases such as liquefied natural gas), LPG (liquefied petroleum gas) and butane gas are preferred.
  • auxiliary combustion gas it is preferable to select a gas with a small amount of exhaust gas in consideration of heat loss due to exhaust gas sensible heat, and it is usually preferable to select a high-concentration oxygen gas.
  • LPG or butane gas can be selected as the fuel gas.
  • scrap iron and produced molten iron can be heated by the combustion reaction heat.
  • the molten iron is strengthened by exhaust gas (CO 2 gas, H 2 O gas) generated by high-temperature combustion reaction heat. Can be stirred.
  • the number of Laval nozzles may be one or more.
  • the center axis of the Laval nozzle is arranged so as to coincide with the center axis of the metal tube burner lance.
  • the number of Laval nozzles is preferably 2 to 13, more preferably 5 to 9.
  • the arrangement will be described with reference to FIG. 3 where there are eight Laval nozzles.
  • the center axis of the metal tube burner lance is 13
  • the center axis of the plurality of Laval nozzles is 15 which matches the center axis 13 of the metal tube burner lance, and the center axis of each nozzle that does not match Is 14.
  • the central axes 14 of the plurality of Laval nozzles are arranged radially at equal intervals with an inclination of 5 to 45 ° with respect to the central axis 13 of the metal tube burner lance, and the injection ports of the Laval nozzles are directed obliquely downward.
  • Each central axis 14 is arranged so that one point on the central axis 13 of the burner lance made of metal pipe is a focal point (16 in FIG. 3).
  • the mixed gas is injected at an angle of 5 to 45 ° with respect to the vertical direction. It passes through the formed gap and is discharged to the exhaust gas dust collection system while exchanging heat between the combustion flame and scrap iron. Therefore, when such a lance is used, since the whole scrap iron can be heated more uniformly, neither a cold spot nor a hot spot generated in a conventional electric furnace operation is generated. This eliminates the need for a water-cooled panel for the electric furnace, prevents energy loss, and further improves the iron yield without requiring a cutting operation.
  • the melting rate of scrap iron can be accelerated, so that production efficiency can be increased, energy efficiency is increased and energy saving is realized, and the degree of freedom of operation is increased by reducing power consumption. Can do. Moreover, since the nitrogen content in the obtained molten iron can be reduced, manufacture of a soft steel material can be made easy. In addition, by reducing the amount of electricity used, the economy of weekday daytime operations can be improved by changing the electricity usage contract and eliminating special allowances such as late-night allowances and holiday allowances for work wages. The operation can be realized.
  • Comparative Example 1 (Conventional arc electric furnace operation) Comparative Example 1 is an example where the amount of steel produced is about 85 tons.
  • a 90 t arc type electric furnace having a furnace lid having an electrode insertion hole in the electric furnace main body and having a graphite electrode as a movable electrode was used.
  • Each value of operation varies depending on the size of the furnace.
  • the unit price of each type of energy varies depending on the electric power depending on the location of the factory and the contract unit price of LNG.
  • Gas amount of CO-JET burner during refining work is LNG decreased from 250 Nm 3 / h to 110 nm 3 / h, the oxygen gas 650 nm 3 / h to 1,200 nm 3 / h from further discharging slag side sampling port Increase the amount of oxygen gas from the installed water-cooled oxygen burner from 2,500 Nm 3 / h to 4,500 Nm 3 / h, promote stirring by burning the added carbon, and slag bubbles to envelop the arc Emphasis was placed on increasing efficiency. (11) Sampling for chemical component analysis was performed, the molten iron temperature was measured, and the steel output operation was completed. This took about 5 minutes. After that, it took about 2 minutes each for sand filling in the steel hole and furnace treatment, and a series of electric furnace melting and refining work was completed.
  • the amount of steel produced by this operation was about 83.7 tons, and the total time required was about 52 minutes.
  • burned lime was added as a slagging material for the purpose of improving the thermal efficiency of arc plasma, preventing heat dissipation from molten iron, and desulfurization, and formed about 100 kg of slag per ton of crude steel.
  • the slag contained iron in the form of iron oxide, which was about 20% in terms of iron. This indicates that a large amount of iron equivalent to about 1.7 tons of iron is lost in the slag.
  • the main reason is that it requires a fusing operation of scrap iron with an oxygen gas burner called oxygen cutting in order to smoothly dissolve the scrap iron.
  • the nitrogen content in the molten iron was 106 ppm.
  • the energy used for this operation is as follows: Electric power consumption: 388.3 kWh / t, oxygen intensity: 38.23 Nm 3 / t, C powder intensity: 17.1 kg / t, LNG intensity: 4. It was 66 Nm 3 / t, anthracite basic unit: 19.2 kg / t.
  • the heat input is about 58% for electric power, about 14% for the combustion heat of charcoal, about 6% for the combustion heat of iron, The combustion heat of combustible elements was about 14%, and the heat of LNG combustion was about 8%.
  • the heat output is about 58% molten iron heat, about 10% slag heat, about 11% loss to water-cooled panels, about 3% conductor resistance, and other exhaust gas and furnace body heat
  • the content of the unknown was 18%.
  • the energy cost of this operation varies greatly depending on the market price and the power unit price at that time, but the energy cost at the time of comparison with the steelmaking method of the present invention is about 5,616 yen in total in the average power unit day and night,
  • the total unit price for daytime was about 6,140 yen, and the total unit price for nighttime electricity was about 3,488 yen.
  • Example 1 Example of using a metal tube burner lance
  • An arc electric furnace similar to that in Comparative Example 1 was charged with 50 tons of scrap iron and 900 kg of anthracite.
  • the furnace lid and the graphite electrode were rotated and moved to a fixed position on the furnace, and the graphite electrode was inserted into the furnace. The time required for the charging work was about 3 minutes.
  • the graphite electrode was lowered while energizing the graphite electrode to form a boring hole in the scrap iron.
  • the graphite electrode stopped in place and the boring operation was completed. The time required for this work was about 2 minutes. The energy consumed during this period was 1,500 kWh.
  • the energization is stopped, the graphite electrode is raised and pulled out of the furnace, the graphite electrode is rotated and moved to the standby position, and the metal tube burner lance on the furnace is inserted into the furnace instead.
  • the metal tube burner lance was inserted into a boring hole formed in scrap iron by a graphite electrode, and blowing of the mixed gas was started.
  • the burner lance made of metal pipe is initially invaded to about 1/3 from the upper part of the scrap iron height and stopped to advance the scrap iron melting.
  • LNG and oxygen gas were supplied to all the auxiliary combustion burners to start heating from the side.
  • LNG is about 1,414Nm 3 from the metal tube made burner lance
  • the oxygen gas is about 3,800Nm 3
  • the LNG from the auxiliary burner installed in Haikasu side of the sampling port about 326 nm 3
  • the oxygen gas is about 1,580Nm 3
  • cold installed in the spot three LNG is a total of about 125 Nm 3 from the auxiliary combustion burner
  • the oxygen gas was a total of about 290 nm 3.
  • the additional scrap iron charge was 40 tons, and 700 kg of anthracite was inserted along with the scrap iron.
  • the furnace lid and the graphite electrode were rotated and moved to a fixed position on the furnace, and the charging operation was completed. The charging time was 3 minutes.
  • the graphite electrode was inserted into the furnace, and with the start of energization, the graphite electrode descended while forming a boring hole in the scrap iron. (10) The graphite electrode stopped in place and the boring operation was completed. This took 2 minutes. The energy consumed during this period was 1,500 kWh. (11) Then, the energization is stopped, the graphite electrode is raised and pulled out of the furnace, the graphite electrode is rotated and moved to the standby position, and the metal tube burner lance on the furnace is inserted into the furnace instead. The metal tube burner lance was inserted into a boring hole formed in the scrap iron by the graphite electrode, and blowing of the mixed gas was started.
  • the burner lance made of metal pipe is initially intruded from the upper part of the scrap iron height to about 1/3 and stopped, and the scrap iron melting proceeds. At the same time, heating from all auxiliary combustion burners was started. (12) The time required for additional scrap iron dissolution was about 8 minutes. Energy consumed during this time, LNG is about 1,130Nm 3 from the metal tube made burner lance, the oxygen gas is about 3,060Nm 3, from Haikasu side combustion flame burner installed in Haikasu side of the sampling port of LNG is about 260 nm 3, the oxygen gas is about 1,264Nm 3, cold installed in the spot three LNG is a total of about 70 Nm 3 from the auxiliary combustion burner, the oxygen gas is totaled about 160 Nm 3,.
  • LNG from the metal pipe manufactured by the burner lance is about 915 nm 3, an oxygen gas was about 2,105Nm 3. (12) Thereafter, the burner lance made of metal pipe was pulled out of the furnace, and waited at a predetermined position to enter a steel output operation.
  • CO 2 gas obtained by the exhaust gas recovered for example, switching a fuel gas supply system when completing the fuel gas combustion to CO 2 gas, switching the fuel gas supply system in an emergency that flashback CO 2 gas or the like In this case, it can be used as a CO 2 source.
  • the recovered CO 2 gas can be blown from the bottom of the furnace and used to cool the furnace bottom electrode and to stir the iron bath.
  • the CO 2 gas flow rate at that time may be about 2 Nm 3 / min.
  • the amount of steel produced by this operation was about 85.2 tons, and the total time required was 45 minutes.
  • calcined lime was added as a slagging material for the purpose of preventing heat dissipation from molten iron and for the purpose of desulfurization, thereby forming about 50 kg of slag per ton of crude steel.
  • the slag contained iron in the form of iron oxide, which was about 5% in terms of iron. This is an amount corresponding to about 210 kg of iron, and it can be seen that iron loss is greatly improved compared to 1.7 tons of normal operation. The reason is that the heating by the combustion flame heats the entire scrap iron almost uniformly, so that the oxygen cutting operation of the normal operation is unnecessary.
  • the nitrogen content in the molten iron was 56 ppm.
  • the energy used for this operation is as follows: per unit of crude steel, power unit: 35.2 kWh / t, LNG unit: 49.4 Nm 3 / t, oxygen unit: 125.4 Nm 3 / t, anthracite unit: 15. It was 53 kg / t.
  • the heat generated is about 47% for molten iron, about 4% for slag, about 3% for loss to the water-cooled panel, 22% for the amount of heat taken out of the exhaust gas, and the rest is burner lance cooling water made of metal pipes. And 24% for unknown parts such as furnace bodies.
  • the exhaust heat of exhaust gas is large, there is still room for improvement in exhaust gas sensible heat recovery such as scrap iron preheating by exhaust gas.
  • Arc type electric furnace 2 Furnace bottom electrode 3: Electrode insertion hole 4: Furnace lid 5: Movable electrode 6: Scrap iron 7: Furnace bottom steel outlet 8: Sampling port 9: Arc plasma 10: Boring hole 11 : Metal tube burner lance 12: Molten iron 13: Center axis of metal tube burner lance 14, 15: Center axis of Laval nozzle 16: Focus

Abstract

本発明は、従来の電気炉が抱える欠点を大幅に改善する製鋼法を提供するものである。アーク式電気炉を用いる電気炉製鋼法であって、（１）アーク式電気炉に屑鉄を装入し、可動式電極を電気炉内に挿入する工程、（２）該電極に通電して屑鉄を溶解しながら該電極を降下させ、屑鉄にボ－リング孔を形成する工程、（３）該電極を電気炉内から引き抜き、該ボ－リング孔に金属管製バーナーランスを挿入し、該金属管製バーナーランスから、燃料ガス及び助燃ガスからなる混合ガスを噴射する工程、を含む電気炉製鋼法である。

Description

電気炉製鋼法
　本発明は、電気炉製鋼法に関する。
　一般的に、アーク式電気炉は、炉本体とそれを覆う炉蓋を有し、炉蓋には１本～複数本の電極が昇降可能な状態に設けられており、該炉蓋から降ろした電極からアークプラズマを発生させ、炉体内に装入した屑鉄を溶解する。
　通常、屑鉄の見かけ比重は溶鉄の比重に比べて小さいために、所望する溶鉄量に相当する屑鉄量を一回で電気炉内へ装入するためには電気炉内容積が必要以上に大きくなる。このことは、建屋を含めた建設費が嵩むこと、不要な炉空間を有することによる熱損失が大きくなること、不要な炉空間への耐火物の使用量が増えること、不要な炉空間分の黒鉛電極使用量が増えること等の様々な損失が生じる。従って、通常の電気炉内容積は、所望する溶鉄量に相当する屑鉄量を二回に分けて炉内に装入するように設計されている。
　一般的なアーク式電気炉精錬は、以下の手順によって行われる。
（１）初回の屑鉄を炉本体に装入して、炉蓋と黒鉛電極（可動式電極）を炉上に移動し、黒鉛電極を炉蓋に設けられている電極挿入孔から電気炉内へ挿入する。
（２）黒鉛電極に通電を開始する。電極が形成するアークプラズマによって屑鉄が溶解され、それに伴って電極が降下するため、屑鉄中にボ－リング孔が形成される（ボーリング作業）。その際、電極が形成するアークプラズマが届き難く屑鉄の溶解の遅い部分（以下、コールド・スポットという）に設置された３本のＣＯ－ＪＥＴバーナーに液化天然ガス（ＬＮＧ）と酸素ガスを流して、側部からカッチング（Ｃｕｔｔｉｎｇ）作業と加熱を開始する。
（３）黒鉛電極が炉底部に溜まっている溶鉄上面に近づいた時点で該黒鉛電極は停止し、その位置でアークプラズマを発し続けて周囲の屑鉄を溶解していく。併せて排滓側のサンプリング口に設置された水冷酸素バーナーでサンプリング口近辺にある屑鉄の酸素カッチング（Ｏｘｙｇｅｎ　Ｃｕｔｔｉｎｇ）を開始する。
（４）屑鉄溶解が進行して追加の屑鉄装入が可能な状態まで初回装入した屑鉄の体積を減少させた段階で通電を停止する。また、水冷酸素バーナー及びＣＯ－ＪＥＴバーナーによるカッチング作業を停止する（加熱作業の停止）。
（５）黒鉛電極上昇し、炉蓋と黒鉛電極を移動して屑鉄を電気炉内に追加装入する。
（６）炉蓋と黒鉛電極を炉上に移動して、黒鉛電極を電気炉内へ再挿入する。
（７）再度、通電開始し、ＣＯ－ＪＥＴバーナーによるカッチング作業を開始する。
（８）黒鉛電極が定位置で停止後、再度、水冷酸素バーナーでサンプリング口近辺の屑鉄の酸素カッチングを再開する。
（９）屑鉄溶解完了後も通電継続し、炉上から炭材及び焼石灰等の造滓材を添加、排滓側のサンプリング口から微粉炭吹き込み等を開始する。
（１０）ＣＯ－ＪＥＴバーナーと水冷酸素バーナーの酸素ガス量を増加し脱炭反応を促進する。
（１１）化学成分分析試料採取、溶鉄温度測定、炉底出鋼孔から出鋼、出鋼孔中砂詰、炉手当て等を行う。
　ここで、ＣＯ－ＪＥＴバーナーとは、市場において流通されているバーナーであり、超音速酸素ガス流の周囲をＬＮＧで包むような構造の酸素バーナーである。従来の電気炉操業において、コールド・スポットの加熱やカッチング作業の目的で使用されている。
　以上のような従来のアーク式電気炉操業には下記の如く四つの欠点がある。
　第一に、黒鉛電極と炉底電極の間に形成されるアークプラズマは偏向性があるため、電気炉内におけるエネルギー伝達が不均一なことである。そのため、電気炉内においてコールド・スポットが発生し、屑鉄の円滑な溶解が妨げられ生産性が阻害される。その対策として、その箇所にＣＯ－ＪＥＴバーナーや水冷酸素バーナーを設置して、これらのバーナーによって屑鉄を溶解する方法（酸素カッチング作業）が採用されている。この酸素カッチングによって生じる鉄分の酸化ロスが約２％ある。
　またその逆にエネルギーが集中するホット・スポットと呼ばれる極度に温度が高い場所も生じ、該ホット・スポットが発生する炉壁部分には、炉壁損傷を防止するために通常水冷パネルが設置される。しかしながら、これによるエネルギー損失が投入エネルギーの約１５～１６％にも達している。さらに黒鉛電極の導体抵抗ロスが約３％あり、合計で１８～１９％の無視できない大きさのエネルギーロスがある。
　第二に、従来のアーク式電気炉操業では、アークプラズマによって形成された溶鉄の攪拌力が弱いため、溶鉄の温度や化学成分の均一性が阻害されることである。その対策として、溶鉄に炭素を添加し、該炭素を酸素バーナーで燃焼させることでＣＯガスを発生させ、該ＣＯガス気泡が溶鉄から浮上・分離する力で攪拌を促進する、あるいは、炉底に回転電磁力を発する装置を設置して溶鉄の攪拌を促進する、という手段が実施されているが、これらの方法では不十分である。また、炭素を酸素ガスで燃焼させる脱炭反応を起こさせるために電気炉ダストが発生し、鉄分歩留りの低下とダストの持ち出す熱ロスが生じ、さらにダスト処理費用が嵩むなどの損失が生まれている。
　第三に、黒鉛電極が発するアークプラズマによって電気炉内雰囲中に存在する窒素が分解され溶鉄中に溶解するため、アーク式電気炉製鋼法で製造される溶鉄の窒素含有量は約１００ｐｐｍ以上と高くなる。該溶鉄中の窒素が鋼材の材質を硬化させるため、該溶鉄を用いて軟質鋼材を製造することは困難である。その対策として、溶鉄中にＣＯガスを発生させて溶鉄中の窒素を該ＣＯガス中へ放出させて脱窒素する手段が知られている。しかしながら、この方法は効果が不十分である上に、ＣＯガス発生源の炭素として高価な型銑と呼ばれる炭素飽和の銑鉄を固めたものを使用するために製造コストが嵩むという欠点がある。更に、上に述べた電気炉ダストの発生も増加するという欠点が在る。
　第四に、従来のアーク式電気炉操業は多くの電力を消費するため、電力費が高く、経済性を阻害することである。特に日本においては、夏季や平日の昼間のように一般的に電力消費の多い時間帯は、電力消費量の少ない夜間に比較して電力価格が２～３倍と高く設定されているため、それを避けて深夜や休日に集中的に操業して電力費の節減を図っている。しかしこのような操業形態は、電気炉労働者に対して特別手当ての労務費を支払う必要があることに加えて、電気炉労働者に対して深夜労働や休日労働という非日常的な生活を強いることで成立しており、改善すべき点である。
　このように従来の電気炉精錬方法は多くの問題点を有するものであり、これらを改善する試みは多くなされている。例えば、スクラップを高速に溶解して精錬期間の短縮を図るために、酸素ガスもしくは酸素含有ガスを単独で、又は燃料ガスと共に噴射可能なバーナーランスを１本以上設けたことを特徴とする製鋼用アーク炉が提案されている（例えば、特許文献１参照）。しかしながら、特許文献１のアーク炉は、電極とバーナーランスを同時に使用して精錬時間の短縮を図るものであり、精錬時間が短縮された分の電力消費量は抑えられるものの、なお十分なものではなかった。また、従来法と同様に電極を用いた製鋼法のため、得られた溶鉄の窒素含有量は約１００ｐｐｍ以上と高いものであった。
　このように、多数の電気炉操業の改善に関する研究がなされているが、全ての従来技術において、電気炉操業のエネルギーの主体は電気であり、これに補助的な燃料と酸素を使用して電力原単位を削減する、というものであり、電気炉操業のエネルギーの主体を変えることによって従来の電気炉操業の欠点を抜本的に解消する、という技術思想のものは皆無であった。
特開平８－１５７９２９号公報
　本発明は、電気炉が抱える上記の第一から第三までの三つの欠点を大幅に改善する製鋼法を提供するものである。また、上記第四の欠点は、その時のエネルギー価格や電力会社との電力使用契約条件に左右されるため、単純に操業改善のみで解消できる問題ではない。しかしながら、本発明による総合的なコスト削減効果と所望する生産量を総合的に勘案し、労務費の特別手当てや電力使用契約条件の変更等を考慮することで操業の自由度を大幅に拡大することが可能となる。
　本発明者らは、上記課題を解決すべく鋭意検討したところ、従来のアーク式電気炉を用いて屑鉄にボ－リング孔を形成した後に、外部を水冷した金属管製バーナーランスを用いて屑鉄を溶解することで、上記課題を解決できることを見出したものである。本発明は、これらの知見に基づいて、更に検討を重ねることによって完成したものである。
　即ち、本発明は、下記態様の発明を提供する。
項１．アーク式電気炉を用いる電気炉製鋼法であって、
（１）アーク式電気炉に屑鉄を装入し、可動式電極を電気炉内に挿入する工程、
（２）該電極に通電して屑鉄を溶解しながら該電極を降下させ、屑鉄中にボ－リング孔を形成する工程、
（３）該電極を電気炉内から引き抜き、該ボ－リング孔に外部を水冷した金属管製バーナーランスを挿入し、該金属管製バーナーランスから、燃料ガス及び助燃ガスからなる混合ガスを噴射する工程、
を含む電気炉製鋼法。
項２．該金属管製バーナーランスが、内部にガス流路、該ガス流路の出口部分にラバルノズルを有し、該ラバルノズルから燃料ガス及び助燃ガスの混合ガスを噴射させる構造を有するランスである上記項１に記載の電気炉製鋼法。
項３．該金属管製バーナーランスが、１個のラバルノズルを有する金属管製バーナーランスであり、該ラバルノズルの中心軸が該金属管製バーナーランスの中心軸に合致するように配置されていることを特徴とする上記項２に記載の電気炉製鋼法。
項４．金属管製バーナーランスが、金属管製バーナーランスの中心軸に合致する中心軸を有するラバルノズル、及び金属管製バーナーランスの中心軸に合致しない中心軸を有するラバルノズルを有する金属管製バーナーランスであり、
該金属管製バーナーランスの中心軸に合致しない中心軸を有するラバルノズルの中心軸が該金属管製バーナーランスの中心軸に対して５～４５°の傾きである放射状に配置されていることを特徴とする上記項２に記載の電気炉製鋼法。
　本発明は、アーク式電気炉製鋼法において、外部を水冷された金属管製バーナーランスを用いて燃料ガスと助燃ガスからなる亜音速以上の混合ガスを噴射し、該混合ガスの燃焼反応によって発生する熱を主たるエネルギーとして屑鉄を加熱することで、総合的なエネルギー効率を高めて省エネルギーを実現し、屑鉄の溶解速度を加速させて生産効率を高めることができる。
　また、本発明のアーク式電気炉製鋼法では、屑鉄の均一な溶解を実現することができ、従来のアーク式電気炉において発生するコールド・スポットが発生しないため、カッチングが不要で鉄分の酸化が減少し、また炭素を添加して酸素で脱炭するというスラグフォーミング作業が不要なので電気炉ダストがでないものである。その結果、鉄分歩留りを高めることができ、省資源を実現できる。
　さらに、得られる溶鉄中の窒素含有量を低減できるため、軟質鋼材の製造を容易にすることができ、また、電力使用量を削減することで操業の自由度を増すことができる。つまり、電力使用契約の変更や労働賃金の深夜手当や休日手当等の特別手当を解消することで、平日の昼間帯操業の経済性を改善し、平日の昼間帯操業を可能とするものである。
本発明の一実施形態を示す図である。 本発明の一実施形態を示す図である。 本発明で用いる金属管製バーナーランスの一実施形態を示す図である。
　本発明は、アーク式電気炉を用いる電気炉製鋼法であって、
（１）アーク式電気炉に屑鉄を装入し、可動式電極を電気炉内に挿入する工程、
（２）該電極に通電して屑鉄を溶解しながら該電極を降下させ、屑鉄中にボ－リング孔を形成する工程、
（３）該電極を電気炉内から引き抜き、該ボ－リング孔に外部を水冷された金属管製バーナーランスを挿入し、該金属管製バーナーランスから、燃料ガス及び助燃ガスからなる混合ガスを噴射する工程、
を含むことを特徴とする。
　本発明の電気炉製鋼法の主要点は、屑鉄の溶解から精錬にいたる熱源を電力によるアークプラズマ加熱から燃料ガスの燃焼による加熱に転換する点である。
　以下、本発明の電気炉製鋼法の各工程について、図１、２を用いて詳細に説明する。但し、図１、２は、本発明で用いるアーク式電気炉設備の一例を示すものであり、本発明はこれらに限定されるものではない。
　１．第一工程
　第一工程では、電気炉へ屑鉄を装入後に、該電極挿入孔から可動式電極を炉内に挿入する。
　本発明で用いる電気炉は、従来から使用されているアーク式電気炉設備をそのまま利用することができる。
　図１に示すように、アーク式電気炉１は、炉蓋４を備えており、該炉蓋４は電極挿入孔３を有する。アーク式電気炉１は、可動式電極５を有し、該可動式電極５は電極挿入孔３から自在に出し入れが可能である。また、操業中においては、屑鉄６の溶解に従って、適宜上下に動くことができる。従って、第一工程では、電気炉内へ屑鉄６を装入後、電極挿入孔３から可動式電極５を電気炉内に挿入する。可動式電極５としては特に限定されるものではないが、通常、黒鉛電極が用いられる。
　屑鉄としては、特に限定されるものではなく、本分野において通常用いられる屑鉄を適宜用いることができる。また、屑鉄の形状や大きさは特に限定されるものではなく、適宜決定することができる。
　屑鉄の電気炉への供給量は、特に限定されるものではなく、用いる電気炉の容量等によって適宜決定すればよいものである。
　２．第二工程
　第二工程では、可動式電極に通電して屑鉄を溶解しながら該電極を降下させ、屑鉄中にボ－リング孔を形成する。この作業は、一般的にボーリング作業と呼ばれる。
　図１に示すように、アーク式電気炉１の炉底には炉底電極２を備え、通電することで該炉底電極２と可動式電極５との間でアークプラズマ９が発生する。アークプラズマ９により、電気炉内に装入した屑鉄６を溶解し、溶鉄１２が製造される。屑鉄６の溶解の進行に伴って、可動式電極５が下降し、屑鉄６にボ－リング孔１０が形成される。
　この工程は、従来の電気炉操業において行われる作業である。従来の操業方法では、可動式電極５が炉底部に溜まっている溶鉄上面に近づいた時点で該可動式電極５の下降が停止し、その位置でアークプラズマ９を発し続けて周囲の屑鉄６を溶解していく。
　しかしながら、本発明においては、電気炉内に装入した屑鉄６中に適度なサイズのボ－リング孔１０が形成された時点で可動式電極５の下降を停止し、通電を停止することができる。ここで、適度なサイズのボ－リング孔１０の形成とは、次の工程で用いる金属管製バーナーランスによる溶解が可能な程度のボ－リング孔１０が形成されていることを指し、可動式電極５が、装入した屑鉄を貫通していることが好ましい。
　通常、第二工程のボーリング作業は１～２分程度で完了する。
　３．第三工程
　第三工程では、可動式電極を炉内から引き抜き、該ボ－リング孔に金属管製バーナーランスを挿入し、該金属管製バーナーランスから、燃料ガス及び助燃ガスからなる混合ガスを噴射する。
　第二工程の通電停止後、可動式電極５を電極挿入孔３から通常の手法にて抜き出し、可動式電極５を炉外の待機位置に戻す。その後直ちに金属管製バーナーランス１１を該ボ－リング孔１０の上部に位置させ、電極挿入孔３から屑鉄６のボ－リング孔１０内へ挿入する（図２）。
　金属管製バーナーランス１１からは、燃料ガス及び助燃ガスからなる混合ガスを噴射する。この段階のボーリング穴内部と炉底に溜まった溶鋼上面近傍の温度は、該混合ガスの着火温度に達しているため、該金属管製バーナーランス１１から噴射された該混合ガスは、ランス出口近傍のボーリング穴側壁をなす屑鉄又は炉底部に溜まった溶鉄上面近傍にて燃焼火炎を形成する。該燃焼火炎によって屑鉄６及び溶鉄１２を加熱する。
　金属管製バーナーランス１１の挿入位置は、特に限定されるものではなく、第二工程で形成されたボ－リング孔１０の深さにしたがって、適宜決定することができる。例えば、金属管製バーナーランス１１の挿入位置としては、屑鉄６高さの上部から１／３程度まで挿入させて停止し、屑鉄６の溶解を進行させることが好ましい。
　また、一般的に、アーク式電気炉１の側面には、コールド・スポットを加熱するためのＣＯ－ＪＥＴバーナーやサンプリング口８に水冷酸素バーナーが設けられているが、本発明においてはこれらを必要としないため、これらを、ＬＮＧまたはＬＰＧを酸素ガスで完全燃焼させる燃焼火炎バーナーに変換しておくこともできる。これらの燃焼火炎バーナーを補助燃焼火炎バーナーとする。この補助燃焼バーナーとしては、この分野において通常用いられる燃焼バーナーであればよく、限定されるものではない。金属管製バーナーランス１１の加熱とともに、該補焼火炎バーナーを用いて加熱を行ってもよい。
　金属管製バーナーランス１１による加熱は、追加の屑鉄装入が可能な状態まで初回装入屑鉄の体積が減少した段階でガス供給を停止し、該金属管製バーナーランス１１を電気炉内から引き抜く。また、補助燃助燃ガス焼火炎バーナーを用いる場合は、これらへのガス供給も同時に停止する。
　その後、電気炉内に追加の屑鉄装入し、再度、従来法の通りに可動式電極５によりボーリング作業を行った後、金属管製バーナーランス１１により追加した屑鉄を溶解する。その手順としては、前述の通りである。
　屑鉄の溶解が完了した後に、該金属管製バーナーランス１１の位置を下げて、形成された鉄浴を攪拌しつつ、造滓材によって脱硫反応を行わせる（精錬期）。該精錬期で重要なことは、溶鉄を十分に攪拌し、脱硫反応の促進を図ると同時に溶鉄全体の化学成分と温度の均一化を図ることである。
　該精錬期においては、溶鉄の攪拌を強化でき、かつ雰囲気中の窒素を巻き込まないように、燃焼火炎が溶鉄深さの底部から約１／４以上に侵入しない程度に該金属管製バーナーランス１１を溶鉄上面に近づけることが好ましい。燃焼火炎が溶鉄深さの底部から約１／４以上に侵入すると、炉底耐火物の損傷が激しくなるため好ましくない。このように該金属管製バーナーランス１１と溶鉄上面との距離を調節することにより、該混合ガスによって形成された燃焼火炎噴流で溶鉄を強く攪拌することが可能であり、溶鉄の温度や化学成分の均一性を確保するのみならず雰囲気中の窒素の分解による溶鉄への窒素吸収反応を防止できるので、アーク式電気炉製鋼法の大きな欠点を改善することができる。
　以下に、本発明で用いる金属管製バーナーランスについて説明する。
　本発明で用いる金属管製バーナーランス１１は、電極挿入孔３から該電気炉１の炉内に挿入できるような水平回転機構と上下方向への昇降機構によって保持されていることが好ましい。この水平回転機構と上下方向への昇降機構としては、通常アーク式電気炉において、黒鉛電極等の可動式電極５を可動させる機構と同じものであればよい。
　金属管製バーナーランス１１としては、内部にガス流路、該ガス流路の出口部分にラバルノズルを有し、該ラバルノズルから燃料ガス及び助燃ガスの混合ガスを噴射させる構造を有するランスであることが好ましい。該ガス流路の出口部分にラバルノズルを設置し、該ラバルノズル内部で該混合ガスを形成せしめることが、ノズル出口において亜音速以上を得られる点から好ましい。このような亜音速以上のガスジェットの形成方法は、ラバルノズルの技法によって広く知られており、例えば、特開平６－７３４３１号公報、特開平６－７３４３３号公報に記載されている。
　ここで亜音速とは、マッハ数０．７５以下の速度である。従って、本発明においては、マッハ数０．７以上であることが好ましい。
　また、金属管製バーナーランス１１の大きさは特に限定されるものではないが、電極挿入孔３から炉内に挿入するため、該電極挿入孔３より小さい外径を有している必要がある。また、可動式電極５の外径と同等又はそれ以下の外径を有していることが好ましい。
　また、本発明で用いる金属管製バーナーランスは、外部が水冷されていることが好ましい。
　燃料ガスとしては、ＬＮＧ、ＬＰＧ、ブタンガス等の炭化水素ガスのみならずＣＯガス、重油、軽油、灯油等の石油系燃料も可能であるが、亜音速以上の燃焼火炎を得るためにはＬＮＧ（液化天然ガス）、ＬＰＧ（液化石油ガス）、ブタンガス等の炭化水素ガスが好ましい。
　助燃ガスとしては、排ガス顕熱による熱ロスを考慮して排ガス量が少ないガスを選択することが好ましく、通常は高濃度酸素ガスを選択することが好ましい。
　本発明においては、燃料ガスとしてＬＮＧを、助燃ガスとして酸素ガスを使用することが好ましく、それらの混合比率は完全燃焼比率であるＬＮＧ：酸素ガス＝１：２．３（体積比）とすることが好ましい。限られた領域の発熱量を高くしたい場合は、燃料ガスとしてＬＰＧやブタンガスを選択することも可能である。燃料ガスとしてＬＰＧを用いた場合は、それらの混合比率は完全燃焼比率であるＬＰＧ：酸素ガス＝１：５．１２とすることが好ましい。
　本発明においては、前記燃焼反応熱により屑鉄及び製造された溶鉄を加熱することができるが、それと同時に、高温の燃焼反応熱によって発生する排ガス（ＣＯ２ガス、Ｈ２Ｏガス）によって溶鉄を強力に攪拌することができる。
　また、ラバルノズルの個数は、１個でもよく、複数個設けてもよい。
　ラバルノズルの個数が１個の場合は、該ラバルノズルの中心軸が該金属管製バーナーランスの中心軸に合致するように配置されることが好ましい。
　ラバルノズルの個数が複数個である場合、ラバルノズルは好ましくは２～１３個、より好ましくは５～９個である。その配置について、ラバルノズルが８個の場合の図３を用いて説明をする。図３中、金属管製バーナーランスの中心軸を１３、複数個あるラバルノズルのうち中心軸が金属管製バーナーランスの中心軸１３に合致するノズルの中心軸を１５、合致しない各ノズルの中心軸を１４とする。
　複数のラバルノズルの中心軸１４は、金属管製バーナーランスの中心軸１３に対して５～４５°の傾きである放射状に等間隔に配置され、ラバルノズルの噴射口は斜め下方に向けられている。
　各中心軸１４は、該金属管製バーナーランスの中心軸１３上の一点を焦点（図３中１６）とするように配置されている。このような形状の金属管製バーナーランスとすることで、混合ガスが垂直方向に対して５～４５°の角度をもって噴射されるため、ボーリング穴周辺の屑鉄を直撃し、さらに未溶解の屑鉄で形成される隙間を通過して燃焼火炎と屑鉄の熱交換を行いながら排ガス集塵系に排出される。従って、このようなランスを用いた場合、屑鉄全体をより均一に加熱することが可能であるため、従来の電気炉操業で発生するコールド・スポットもホット・スポットも発生することはない。これによって電気炉の水冷パネルを必要とせず、エネルギー損失を防止でき、さらにカッチング作業を必要とせず鉄分歩留りを改善できる。
　本発明の電気炉製鋼法によって、屑鉄の溶解速度を加速できるため生産効率を高めることができ、エネルギー効率を高めて省エネルギーを実現し、電力使用量を削減することで操業の自由度を増すことができる。また、得られる溶鉄中の窒素含有量を低減できるため、軟質鋼材の製造を容易にすることができる。さらに電力使用量を削減することで、電力使用契約の変更や労働賃金の深夜手当や休日手当等の特別手当を解消することで、平日の昼間帯操業の経済性を改善し、平日の昼間帯操業を実現できるものである。
　以下、実施例を挙げて本発明を説明するが、本発明はこれらの実施例に限定されるものではない。
　比較例１（従来のアーク式電気炉操業）
　比較例１は、製出鋼量が約８５トンの場合の事例である。アーク式電気炉としては、電気炉本体に電極挿入孔を有する炉蓋が設けられており、可動式電極として黒鉛電極を有する、９０ｔのアーク式電気炉を用いた。操業の各数値は、炉の大きさによって異なるものである。また、各種エネルギーの単価は工場の所在地による電力及びＬＮＧの契約単価等によって変動するものである。
（１）屑鉄５０トン及び無煙炭９００ｋｇをアーク式電気炉内に装入した。
（２）炉蓋と黒鉛電極を回転して炉上の定位置へ移動し、黒鉛電極を炉内に挿入した。装入作業に要した時間は約３分であった。
（３）黒鉛電極に通電を開始して屑鉄にボ－リング孔を形成しつつ、黒鉛電極を降下した。これと同時にコールド・スポットに設置された３本のＣＯ－ＪＥＴバーナーにＬＮＧ２５０Ｎｍ３／ｈと酸素ガス６５０Ｎｍ３／ｈを流して側部からも加熱を開始した。溶解作業は約１５分間で、この間に消費されたエネルギーは、電力１１，０００ｋＷｈ、ＬＮＧ１７０Ｎｍ３、酸素ガス９５０Ｎｍ３であった。
（４）ボーリング作業が終了し、黒鉛電極が定位置で停止した頃に、排滓側のサンプリング口に設置された水冷酸素バーナーに酸素ガスを２，５００Ｎｍ３／ｈで流し、サンプリング口近辺の屑鉄の酸素カッチングを開始した。消費された酸素ガスは３００Ｎｍ３で約１２分間行われた。
（５）屑鉄溶解が進行して追加の屑鉄装入が可能な状態まで初回装入屑鉄の体積が減少したところで初回の溶解を終了した。
（６）通電を停止し、併せて排滓側のサンプリング口に設置された水冷酸素バーナーによる酸素カッチング、コールド・スポットに設置された３本のＣＯ－ＪＥＴバーナーの加熱を停止した。
（７）黒鉛電極を上昇させて炉外へ引き抜き、炉蓋と黒鉛電極を回転して待機位置へ移動し、屑鉄の追加装入を行った。追加装入された屑鉄は４０トンで、無煙炭７００ｋｇも同時に装入された。
（８）炉蓋と黒鉛電極を回転して炉上の定位置へ移動し、黒鉛電極を炉内へ挿入して追加装入を終了した。追加装入の所要時間は約３分間であった。
（９）通電開始とともに、コールド・スポットに設置された３本のＣＯ－ＪＥＴバーナーに初回の溶解と同量のＬＮＧと酸素ガスを流して側部からの加熱を再開し、ボーリング作業が終わった頃に排滓側のサンプリング口に設置された水冷酸素バーナーでサンプリング口近辺の屑鉄の酸素カッチング作業を再開した。黒鉛電極は屑鉄にボ－リング孔を形成しつつ降下し、黒鉛電極が定位置で停止して、約１５分掛けて追加溶解が完了した。この時の投入エネルギーは、電力１５，０００ｋＷｈ、ＬＮＧ１７０Ｎｍ３、酸素ガス９５０Ｎｍ３であった。
（１０）屑鉄溶解完了後も通電を継続し、焼石灰等の造滓材を添加して精錬作業に移行した。精錬作業では炉上から炭素粉が１，２５０ｋｇ、排滓側のサンプリング口に設置された微粉炭吹き込み管から１８０ｋｇの炭素粉が添加された。精錬作業は約７分間行われ、この間に消費されたエネルギーは、電力６，５００ｋＷｈ、ＬＮＧ５０Ｎｍ３、酸素ガス１，３００Ｎｍ３であった。精錬作業時にはＣＯ－ＪＥＴバーナーのガス量はＬＮＧを２５０Ｎｍ３／ｈから１１０Ｎｍ３／ｈに減少し、酸素ガスを６５０Ｎｍ３／ｈから１，２００Ｎｍ３／ｈし、さらに排滓側のサンプリング口に設置された水冷酸素バーナーからの酸素ガス量を２，５００Ｎｍ３／ｈから４，５００Ｎｍ３／ｈに増加して、添加された炭素の燃焼による攪拌促進、およびスラグを泡立たせてアークを包みエネルギー効率を高めることに力点を置いた。
（１１）化学成分分析用の試料採取が行われ溶鉄温度が測定されて、出鋼作業が完了した。この間約５分間を要した。その後、出鋼孔中砂詰、炉手当て、に各々２分程度を要して、一連の電気炉溶解・精錬作業が終了した。
　この操業による製出鋼量は約８３．７トンであり、合計の所要時間は約５２分であった。この操業では、アークプラズマの熱効率改善の目的や溶鉄からの熱放散を防止する目的及び脱硫の目的で造滓材として焼石灰を添加し、粗鋼１トン当たり約１００ｋｇのスラグを形成した。該スラグ中には、鉄分が酸化鉄の形態で含まれており、それを鉄分換算すると約２０％であった。これは鉄分約１．７トンに相当する大量の鉄分がスラグ中に逸失していることを示している。その主たる理由は、屑鉄の溶解を円滑に行うために酸素カッチングと称される酸素ガスバーナーによる屑鉄の溶断作業を必要とすることにある。また、溶鉄中の窒素含有量は１０６ｐｐｍであった。
　この操業の使用エネルギーは、粗鋼１トン当たり、電力原単位：３８８．３ｋＷｈ／ｔ、酸素原単位：３８．２３Ｎｍ３／ｔ、Ｃ粉原単位：１７．１ｋｇ／ｔ、ＬＮＧ原単位：４．６６Ｎｍ３／ｔ、無煙炭原単位：１９．２ｋｇ／ｔであった。
　精度は悪いが、この操業の熱精算を行ったところ、入熱は、電力が約５８％、炭材の燃焼熱が約１４％、鉄の燃焼熱が約６％、屑鉄や造滓材の可燃焼元素の燃焼熱が約１４％、ＬＮＧ燃焼熱が約８％、であった。
　同様に精度は悪いが、出熱は、溶鉄保有熱が約５８％、スラグ保有熱が約１０％、水冷パネルへの逸失が約１１％、導体抵抗が約３％その他排ガスや炉体放散熱等の不明分が１８％、という内容であった。
　この操業のエネルギーコストは、その時の市場価格と電力単価によって大きく変化するが、本発明の製鋼方法と比較検証を行った時点でのエネルギーコストは、昼夜平均電力単価で合計約５，６１６円、昼間電力単価で合計約６，１４０円、夜間電力単価で合計約３，４８８円であった。
　また、エネルギーコストに加えて、（１）副原料費、（２）電極費、（３）鉄の歩留り損失費、（４）ダスト処理費、（５）運搬費＋外注作業費、等の費用合計が、溶鋼１トン当たり約４，０００円掛かった。
　実施例１（金属管製バーナーランス使用例）
（１）比較例１と同様のアーク式電気炉に、屑鉄５０トン及び無煙炭９００ｋｇを装入した。
（２）炉蓋と黒鉛電極を回転して炉上の定位置へ移動し、黒鉛電極を炉内に挿入した。装入作業に要した時間は約３分であった。
（３）黒鉛電極に通電を開始して屑鉄にボ－リング孔を形成しつつ、黒鉛電極を降下した。
（４）黒鉛電極が定位置で停止しボーリング作業が完了した。この作業に要した時間は約２分間であった。この間に消費されたエネルギーは、電力１，５００ｋＷｈあった。
（５）その後、通電を停止し、黒鉛電極を上昇させ炉外へ引き抜き、黒鉛電極を回転して待機位置へ移動し、代わりに炉上の該金属管製バーナーランスを炉内へ挿入し、黒鉛電極によって屑鉄に形成されたボーリング穴へ該金属管製バーナーランスを挿入し該混合ガスの吹き込みを開始した。該金属管製バーナーランスは、初期は屑鉄高さの上部から１／３程度まで侵入させて停止し、屑鉄溶解を進行させる。これと同時に全ての補助燃焼バーナーにＬＮＧと酸素ガスを流して側部からの加熱を開始した。
（６）屑鉄溶解が進行して追加の屑鉄装入が可能な状態まで初回装入屑鉄の体積が減少した時点で全てのバーナーへのガス供給を停止して、該金属管製バーナーランスを炉内から引き抜いて、炉蓋と共に炉上の待機位置へ移動して初回の屑鉄溶解を終了した。初回の屑鉄溶解の所要時間は約１０分であった。この間に消費されたエネルギーは、該金属管製バーナーランスからのＬＮＧが約１，４１４Ｎｍ３、酸素ガスが約３，８００Ｎｍ３、排滓側のサンプリング口に設置された補助燃焼バーナーからのＬＮＧが約３２６Ｎｍ３、酸素ガスが約１，５８０Ｎｍ３、コールド・スポットに設置された３本の補助燃焼バーナーからのＬＮＧが合計約１２５Ｎｍ３、酸素ガスが合計約２９０Ｎｍ３であった。
（７）追加の屑鉄装入は４０トンで、無煙炭７００ｋｇが屑鉄と共に挿入された。
（８）炉蓋と黒鉛電極を回転して炉上の定位置へ移動し、装入作業が終了した。装入作業時間は３分であった。
（９）黒鉛電極を炉内へ挿入し、通電開始とともに黒鉛電極は屑鉄にボ－リング孔を形成しつつ降下した。
（１０）黒鉛電極が定位置で停止しボーリング作業が完了した。この間２分を要した。この間に消費されたエネルギーは、電力１，５００ｋＷｈであった。
（１１）その後、通電を停止し、黒鉛電極を上昇させ炉外へ引き抜き、黒鉛電極を回転して待機位置へ移動し、代わりに炉上の該金属管製バーナーランスを炉内へ挿入し、黒鉛電極によって屑鉄に形成されたボーリング穴へ該金属管製バーナーランスを挿入し該混合ガスの吹き込みを開始した。該金属管製バーナーランスは、初期は屑鉄高さの上部から１／３程度まで侵入させて停止し、屑鉄溶解を進行させる。これと同時に全ての補助燃焼バーナーからの加熱を開始した。
（１２）追加の屑鉄溶解の所要時間は約８分であった。この間に消費されたエネルギーは、該金属管製バーナーランスからのＬＮＧが約１，１３０Ｎｍ３、酸素ガスが約３，０６０Ｎｍ３、排滓側のサンプリング口に設置された排滓側燃焼火炎バーナーからのＬＮＧが約２６０Ｎｍ３、酸素ガスが約１，２６４Ｎｍ３、コールド・スポットに設置された３本の補助燃焼バーナーからのＬＮＧが合計約７０Ｎｍ３、酸素ガスが合計約１６０Ｎｍ３、であった。
（１３）屑鉄溶解と同時に全ての補助燃焼バーナーへのガス供給を停止し、炉上から焼石灰やアルミ灰等の造滓材を添加し、該金属管製バーナーランスを下げて溶鉄面との距離を約５０ｃｍの位置で停止させて該混合ガスを流し続けた。
（１４）その後、化学成分分析用の試料採取が行われ溶鉄温度が測定されて、所望の値に合致していることが確認され、該金属管製バーナーランスからのガス供給を止めて精錬作業が完了した。この間５分を要した。精錬作業で消費されたエネルギーは、該金属管製バーナーランスからのＬＮＧが約９１５Ｎｍ３、酸素ガスが約２，１０５Ｎｍ３であった。（１２）その後、該金属管製バーナーランスを炉外へ引き抜き、所定位置に待機させて出鋼作業に入った。
　その後、（１３）出鋼孔への砂詰、（１４）炉手当て、等の次の電気炉溶解・精錬作業の準備作業を行って、一連の電気炉溶解・精錬作業が終了した。
　また、上記一連の操業において排出される排ガスの回収は、通常の転炉操業において行われる方法を採用することができる。排ガス回収により得られたＣＯ２ガスは、例えば、燃料ガス燃焼を終える際に燃料ガス供給系統をＣＯ２ガスに切り替える、逆火した緊急時の際に燃料ガス供給系統をＣＯ２ガスに切り替える等の場合におけるＣＯ２源として利用することができる。
　また、回収したＣＯ２ガスを炉底から吹き込んで、炉底電極の冷却と鉄浴を攪拌するのに用いることができる。なお、その際のＣＯ２ガス流速は、約２Ｎｍ３／分程度でよい。
　この操業による製出鋼量は約８５．２トンであり、合計の所要時間は４５分であった。この操業では、溶鉄からの熱放散を防止する目的及び脱硫の目的で造滓材として焼石灰を添加し、粗鋼１トン当たり約５０ｋｇのスラグを形成した。該スラグ中には、鉄分が酸化鉄の形態で含まれており、それを鉄分換算すると約５％であった。これは鉄分約２１０ｋｇに相当する量であり、通常操業の１．７トンに比較して鉄分ロスが大幅に改善されていることが判る。その理由は、燃焼火炎による加熱が屑鉄全体をほぼ均一に加熱するために、通常操業の酸素カッチング作業を不要とすることにある。また、溶鉄中の窒素含有量は５６ｐｐｍであった。
　この操業の使用エネルギーは、粗鋼１トン当たり、電力原単位：３５．２ｋＷｈ／ｔ、ＬＮＧ原単位：４９．４Ｎｍ３／ｔ、酸素原単位：１２５．４Ｎｍ３／ｔ、無煙炭原単位：１５．５３ｋｇ／ｔであった。
　この操業結果を通常操業のエネルギーコストと比較すると、夜間電力費操業に比較して２，５９９円／ｔのコストアップ、昼間電力費操業に比較して５３円／ｔのコストダウン、昼夜平均の電力費に対して４７１円のコストアップであった。この操業における燃焼火炎のエネルギー効率が１０％改善されると約４８３円／ｔのコストダウンとなるので、エネルギー効率の改善が今後の課題である。
　この操業の熱精算を行ったところ、入熱は、ＬＮＧが６９％、炭材が１８％、に対して電力は僅か４％であった。その他、屑鉄に含まれる可燃焼元素や油分それに造滓材の可燃焼元素の燃焼熱が約９％であった。このように、設備の殆どを従来の電気炉を使用し、排ガス集塵系の能力増強と該金属管製バーナーランス系設備の新設によって、電力使用量を大幅に減少させることで、電気炉の夜間や休日操業の回避を可能にした。
　一方、出熱は、溶鉄保有熱が約４７％、スラグ保有熱が約４％、水冷パネルへの逸失が約３％、排ガスの持ち出し熱量が２２％、残りが該金属管製バーナーランス冷却水や炉体放散等の不明分で２４％であった。この操業では、排ガスの持ち出し熱が大きくなっているので、排ガスによる屑鉄予熱等の排ガス顕熱回収に今後の改善余地が残されている。
　しかし、エネルギーコストの他に、スラグ量を半減したことによる副原料費が削減され、電力使用量が約１／１０になったことで電極費が１／１０に減少し、さらに固定電力使用契約費が約３０％削減された。しかし最も大きな効果は、カッチング作業が不要なことから鉄の歩留り損失費が約１／９に減少したことである。これらのムダが省けたことでダスト処理費やスラグ処理費や運搬費等の費用も削減された。これらの諸経費の合計削減額は溶鋼１トン当たり約３０００円になった。従って、エネルギーコストのみの比較では不利であった夜間操業との比較においても、総合コストを勘案すればコストダウンが実現されており、昼夜を問わず本特許のガス加熱操業が有利であることが証明された。
　１：アーク式電気炉
　２：炉底電極
　３：電極挿入孔
　４：炉蓋
　５：可動式電極
　６：屑鉄
　７：炉底出鋼口
　８：サンプリング口
　９：アークプラズマ
　１０：ボ－リング孔
　１１：金属管製バーナーランス
　１２：溶鉄
　１３：金属管製バーナーランスの中心軸
　１４、１５：ラバルノズルの中心軸
　１６：焦点

Claims (4)

  1. アーク式電気炉を用いる電気炉製鋼法であって、
    （１）アーク式電気炉に屑鉄を装入し、可動式電極を電気炉内に挿入する工程、
    （２）該電極に通電して屑鉄を溶解しながら該電極を降下させ、屑鉄中にボ－リング孔を形成する工程、
    （３）該電極を電気炉内から引き抜き、該ボ－リング孔に金属管製バーナーランスを挿入し、該金属管製バーナーランスから、燃料ガス及び助燃ガスからなる混合ガスを噴射する工程、
    を含む電気炉製鋼法。
  2. 金属管製バーナーランスが、内部にガス流路、該ガス流路の出口部分にラバルノズルを有し、該ラバルノズルから燃料ガス及び助燃ガスの混合ガスを噴射させる構造を有するランスである請求項１に記載の電気炉製鋼法。
  3. 金属管製バーナーランスが、１個のラバルノズルを有する金属管製バーナーランスであり、該ラバルノズルの中心軸が該金属管製バーナーランスの中心軸に合致するように配置されていることを特徴とする請求項２に記載の電気炉製鋼法。
  4. 金属管製バーナーランスが、金属管製バーナーランスの中心軸に合致する中心軸を有するラバルノズル、及び金属管製バーナーランスの中心軸に合致しない中心軸を有するラバルノズルを有する金属管製バーナーランスであり、
    該金属管製バーナーランスの中心軸に合致しない中心軸を有するラバルノズルの中心軸が該金属管製バーナーランスの中心軸に対して５～４５°の傾きである放射状に配置されていることを特徴とする請求項２に記載の電気炉製鋼法。
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