WO2015012354A1 - 排ガス処理方法および排ガス処理設備 - Google Patents

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WO2015012354A1
WO2015012354A1 PCT/JP2014/069567 JP2014069567W WO2015012354A1 WO 2015012354 A1 WO2015012354 A1 WO 2015012354A1 JP 2014069567 W JP2014069567 W JP 2014069567W WO 2015012354 A1 WO2015012354 A1 WO 2015012354A1
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slag
exhaust gas
electric furnace
molten
furnace
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PCT/JP2014/069567
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和希 吉田
俊哉 原田
新井 貴士
Original Assignee
新日鐵住金株式会社
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    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B3/00General features in the manufacture of pig-iron
    • C21B3/04Recovery of by-products, e.g. slag
    • C21B3/06Treatment of liquid slag
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/5294General arrangement or layout of the electric melt shop
    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27DDETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D17/00Arrangements for using waste heat; Arrangements for using, or disposing of, waste gases
    • F27D17/001Extraction of waste gases, collection of fumes and hoods used therefor
    • F27D17/003Extraction of waste gases, collection of fumes and hoods used therefor of waste gases emanating from an electric arc furnace
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/5211Manufacture of steel in electric furnaces in an alternating current [AC] electric arc furnace
    • C21C2005/5223Manufacture of steel in electric furnaces in an alternating current [AC] electric arc furnace with post-combustion
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Definitions

  • the present invention relates to an exhaust gas treatment method and an exhaust gas treatment facility.
  • This application claims priority based on Japanese Patent Application No. 2013-153536 for which it applied to Japan on July 24, 2013, and uses the content here.
  • Slag steel slag
  • Slag steel slag
  • dephosphorization decarburization refining using a converter or the like in a steelmaking process
  • CaO CaO
  • reusing steelmaking slag as a cement raw material, an aggregate, etc. has been restricted.
  • Patent Document 1 iron, steel slag is added to the molten steel in the melting furnace, heat and reducing material are added to transform the steel slag, and Fe, Mn, and P in the steel slag are transferred to the molten steel.
  • a slag treatment method comprising a first step of obtaining a metamorphic slag, and second and third steps in which Mn and P in the molten steel are oxidized and sequentially transferred to a metamorphic slag, and high Mn slag and high P slag are sequentially taken out. It is disclosed.
  • Patent Document 2 steel slag with an iron oxide content of more than 5 wt% is introduced into a steel bath with a carbon content of less than 1.5 wt%, and then the steel bath is carbonized by introducing carbon or a carbon carrier.
  • a method is disclosed in which a steel bath with a rate of greater than 2.0 wt% is obtained and thereafter the oxide in the steel slag is reduced.
  • the steel slag reacts violently with the steel bath, causing foaming of the steel slag (slag forming), or when the steel slag is ejected (overflow) from the furnace There is.
  • the carbon content of the steel bath is reduced before the steel slag is introduced into the steel bath. This reduces the reaction rate between the steel slag and the steel bath when the steel slag is introduced into the steel bath. As described above, after increasing the carbon content of the steel bath in a state where the reaction rate between the steel slag and the steel bath is reduced, the steel slag is reduced.
  • Non-Patent Document 1 discloses a result of a steel slag powder, a carbon material powder, and a slag modifier powder charged in an electric furnace and subjected to a slag reduction test. Furthermore, in Patent Document 3, molten slag generated by non-ferrous refining is reduced with a carbonaceous reducing material in an open direct current electric furnace, and the molten slag is separated into a metal layer and a slag layer. A method for recovering valuable metals is disclosed.
  • a modifier is added or sprayed to the low fluidity steelmaking slag accommodated in the container. Before (or after) the steelmaking slag is mechanically agitated. And after heating the mixed layer of steelmaking slag and a modifier using a heating burner to obtain molten slag, the molten slag is discharged from the container and solidified.
  • a solidified cold steelmaking slag pulverized product is a processing object.
  • solidified cold slag is a processing object. In order to perform the reduction treatment of the cold slag, a process for heating and melting the cold slag is necessary, so that the energy intensity increases due to the addition of such a process.
  • Patent Documents 1 and 2 in which hot steelmaking slag is recycled by batch processing have a problem that work efficiency and productivity of slag processing are low.
  • Patent Document 3 in which cold steelmaking slag is heated and melted for recycling, there is a problem that the energy intensity required for the slag treatment increases.
  • the inventors of the present application can treat the steelmaking slag in a molten state (hereinafter referred to as molten slag) generated in the steelmaking process without solidification in order to reduce the energy intensity, and work efficiency and productivity.
  • molten slag a molten state generated in the steelmaking process without solidification.
  • a molten slag layer (preferably an inert reduced slag layer) is formed in advance as a buffer zone on the molten iron layer in the electric furnace, and molten slag is injected into the molten slag layer from the slag holding furnace.
  • occur
  • the amount of exhaust gas generated in the electric furnace varies with, for example, the amount of molten slag injected or the progress of slag reduction treatment. Therefore, when the exhaust gas amount is constant, the internal pressure of the electric furnace may increase when the amount of exhaust gas generated increases, making it impossible to maintain the negative pressure. Further, when the amount of exhaust gas generated decreases, the internal pressure of the electric furnace greatly decreases, and excessive dust may be sucked into the exhaust path.
  • the present invention has been made in view of the above problems, and an exhaust gas treatment capable of easily adjusting the internal pressure of an electric furnace according to fluctuations in the amount of exhaust gas generated in an electric furnace that performs a reduction treatment of molten slag. It is to provide a method and an exhaust gas treatment facility.
  • the present invention employs the following means in order to solve the above problems and achieve the object.
  • molten slag generated in a steelmaking process is introduced into a slag holding furnace, and a molten slag formed on the molten iron layer and the molten iron layer from the slag holding furnace.
  • Slag treatment in which the molten slag is injected into an electric furnace containing a layer, the molten slag is continuously reduced in the electric furnace, and valuable materials in the molten slag are recovered in the molten iron layer
  • a method for treating exhaust gas in a process wherein the exhaust gas generated in the electric furnace is introduced into the slag holding furnace, and an oxygen-containing gas is supplied into the slag holding furnace to thereby remove combustible components in the exhaust gas.
  • the exhaust gas after combustion is guided from the slag holding furnace to the suction device via the exhaust pipe, and outside air is introduced into the exhaust pipe from an opening provided in the middle of the exhaust pipe. Adjusting the internal pressure of the electric furnace, with the opening area varying means provided in the opening to change the area of the opening in accordance with a variation in internal pressure of the electric furnace.
  • the exhaust gas in the exhaust pipe is further introduced by introducing outside air into the exhaust pipe from an external air introduction port provided between the opening and the suction device. May be cooled.
  • the flow rate of the outside air introduced from the outside air inlet according to the temperature fluctuation of the exhaust gas in the exhaust pipe between the opening and the suction device is set. It may be changed.
  • An exhaust gas treatment facility is a method in which molten slag generated in a steelmaking process is introduced into a slag holding furnace, and a molten slag formed on the molten iron layer and the molten iron layer from the slag holding furnace.
  • the opening area changing means being provided around the exhaust pipe and sliding along the axial direction of the exhaust pipe. It may include a sleeve capable of covering.
  • the exhaust gas treatment facility according to (4) or (5) may further include an outside air introduction port provided in the exhaust pipe between the opening and the suction device.
  • FIG. 1 is a process diagram showing a slag treatment process according to the first embodiment of the present invention.
  • hot metal is produced using a blast furnace in the iron making process (S1), and pig iron is refined into steel using a converter or the like in the steel making process (S2).
  • This steel making process (S2) includes a desulfurization process (S3), a dephosphorization process (S4), and a decarburization process (S5) for removing sulfur, phosphorus, carbon and the like in the hot metal.
  • the steel making process (S2) includes a secondary refining process (S6) in which components such as hydrogen and other gases remaining in the molten steel are removed and sulfur is adjusted, and a casting process (S7) in which the molten steel is cast with a continuous casting machine. ).
  • the hot metal is refined in the converter using a flux mainly composed of calcium oxide.
  • the oxygen blown into the converter oxidizes C, Si, P, Mn, etc. in the hot metal to produce an oxide.
  • slag is produced.
  • the desulfurization step (S3), the dephosphorization step (S4), and the decarburization step (S5) slags having different components (desulfurization slag, dephosphorization slag, decarburization slag) are generated.
  • Steelmaking slag also includes desulfurization slag, dephosphorization slag, and decarburization slag.
  • steelmaking slag in a molten state at high temperature is referred to as molten slag, and similarly, desulfurized slag, decarburized slag, and dephosphorized slag in a molten state are respectively melted desulfurized slag, molten dephosphorized slag, And referred to as molten decarburized slag.
  • the molten slag generated in the steel making step (S2) is transported from the converter to the electric furnace, and continuously subjected to reductive melting reforming in the electric furnace.
  • valuable substances evaluationable elements such as Fe and P
  • valuable substances in the molten slag are recovered in the molten iron layer, which is the lower layer of the molten slag layer.
  • a reduction process of oxides such as Fe and P in the molten slag a process of separating granular iron (iron) from the molten slag, a process of adjusting the basicity of the molten slag, and the like are performed.
  • the high-phosphorus molten iron containing phosphorus and the like separated from the molten slag is recovered, and the molten slag, which is a steelmaking slag, is reduced and reformed, and high-quality reduced slag equivalent to blast furnace slag is recovered. . Since this reduced slag has low expansibility compared to steelmaking slag, it can be effectively recycled to cement raw materials, fine aggregates, ceramic products, and the like.
  • dephosphorization treatment (S11) is performed on the high-phosphorus molten iron recovered from the molten slag, and P in the high-phosphorous molten iron is oxidized and transferred to the molten slag, so that the high-phosphorous molten iron is converted into the high phosphoric acid slag. And molten iron.
  • High phosphoric acid slag can be recycled as phosphoric acid fertilizer or phosphoric acid raw material. Further, the molten iron is recycled to the steel making process (S2) and is put into a converter or the like.
  • molten dephosphorization slag As a processing object among various molten slags generated in the steel making step (S2).
  • the molten dephosphorized slag is at a lower temperature than the molten decarburized slag, but contains a large amount of granular iron and phosphoric acid. For this reason, recovery efficiency of valuable elements (Fe, P, etc.) by this process becomes high by melt-modifying molten dephosphorization slag not by oxidation treatment but by reduction treatment. Therefore, in the following description, an example in which molten dephosphorization slag is mainly used as a processing object will be described.
  • the molten slag of the present invention is not limited to molten dephosphorization slag, and any steelmaking slag generated in the steelmaking process (S2), such as molten desulfurization slag and molten decarburization slag, can be used.
  • FIG. 2 is a schematic diagram showing the overall configuration of the slag treatment facility according to the first embodiment of the present invention.
  • the slag treatment facility includes an electric furnace 1 and a slag holding furnace 2 disposed obliquely above the electric furnace 1.
  • a slag pan 3 is used to introduce the molten slag 4 into the slag holding furnace 2, and this slag pan 3 is a converter (not shown) and a slag holding furnace 2 used in the steelmaking step (S2). Can be reciprocated between.
  • the molten slag 4 discharged from the converter is put into the slag pan 3.
  • the slag pan 3 carries the molten slag 4 from the converter to the slag holding furnace 2 and then throws the molten slag 4 into the slag holding furnace 2.
  • the slag holding furnace 2 can also store and hold the molten slag 4 and injects the held molten slag 4 into the electric furnace 1 continuously or intermittently.
  • the molten slag 4 held in the slag holding furnace 2 does not need to be completely melted, and may have fluidity that can be injected from the slag holding furnace 2 into the electric furnace 1. That is, even if a part of the molten slag 4 is melted and the remaining part is solidified, it is only necessary to have fluidity as a whole.
  • the electric furnace 1 reduces and reforms the molten slag 4 using a reducing material such as a carbonaceous material and an auxiliary material such as a modifying material.
  • the electric furnace 1 is a reduction-type electric furnace for melting and reducing the molten slag 4 as described above, and is composed of, for example, a fixed DC electric furnace.
  • the outer shell of the electric furnace 1 includes a furnace bottom 11, a furnace wall 12, and a furnace lid 13.
  • a slag inlet 14 for receiving the molten slag 4 from the slag holding furnace 2 is formed in the furnace lid 13.
  • the electric furnace 1 has a sealed structure except for the slag inlet 14 so that the furnace space can be kept warm.
  • an upper electrode 15 and a furnace bottom electrode 16 are disposed so as to face each other in the vertical direction.
  • a voltage is applied between the upper electrode 15 and the furnace bottom electrode 16, and arc discharge is generated between the upper electrode 15 and the furnace bottom electrode 16, thereby reducing the molten slag 4.
  • FIG. 2 by using a hollow electrode as the upper electrode 15, it is possible to input the auxiliary material into the arc spot through the inside of the hollow electrode without separately installing a material input device.
  • a furnace wall 12 of the electric furnace 1 is provided with a tap outlet 17 for discharging reduced slag and a tap outlet 18 for discharging molten iron.
  • the pouring gate 17 is arranged at a height position corresponding to the molten slag layer 5 on the molten iron layer 6, and the pouring gate 18 is arranged at a height position corresponding to the molten iron layer 6 on the furnace bottom side.
  • FIG. 2 illustrates a case where the raw material supply devices 31, 32, and 33 are all provided in the electric furnace 1.
  • the raw material supply device 31 is provided when iron-containing materials such as iron scrap and direct reduced iron (DRI) are supplied into the electric furnace 1.
  • the raw material supply apparatus 33 is provided when supplying fine iron-containing material (for example, FeO powder), such as dust powder containing iron, into the electric furnace 1 through the upper electrode 15 (hollow electrode). Thereby, these iron-containing materials can be melted and recycled in the electric furnace 1.
  • the raw material supply device 32 is necessary for supplying auxiliary raw materials such as a reducing material and a reforming material necessary for the reduction treatment of the molten slag 4.
  • the raw material supply device 32 is supplied into the electric furnace 1 through the upper electrode 15 It is illustrated about.
  • the reducing material for example, fine powdery carbon materials such as coke powder, smokeless coal powder, and graphite powder are used.
  • the modifier is an auxiliary material for adjusting the concentration of SiO 2 , Al 2 O 3 or MgO mainly contained in the molten slag 4.
  • silica sand, fly ash, MgO powder, waste refractory powder, and the like can be used.
  • molten iron for example, molten iron transported from a blast furnace
  • the C concentration of molten iron is usually 1.5% by mass to 4.5% by mass.
  • the present inventors correlate the C concentration (mass%) of the molten iron with the total Fe concentration (T.Fe) (mass%) of the molten slag 4 (reduced slag) after the reduction treatment. It has been confirmed by experiments.
  • the C concentration of the molten iron exceeds 3% by mass, the reduction of the oxide in the molten slag 4 is promoted, and the total Fe concentration of the reduced slag can be reduced to 1% by mass or less. Therefore, it is preferable to adjust the C concentration of the molten iron in the molten iron layer 6 in accordance with the total Fe concentration required for the reduced slag.
  • an amount of molten slag 4 corresponding to the reduction processing capacity of the electric furnace 1 (for example, the amount of electric power supplied to the electric furnace 1 per unit time) Injection into the electric furnace 1 from the holding furnace 2.
  • the molten slag 4 injected into the electric furnace 1 forms a molten slag layer 5 on the molten iron layer 6.
  • the auxiliary materials such as the reducing material (carbon material) and the reforming material are continuously fed into the molten slag layer 5 in the electric furnace 1 through the upper electrode 15, for example.
  • the temperature of the molten iron layer 6 is controlled to be, for example, 1400 ° C.
  • the temperature of the molten slag layer 5 is, for example, 1500 ° C. to 1650 ° C.
  • This temperature control can be performed by adjusting the supply amount of the molten slag 4 or adjusting the power supply amount within a range where the power supply amount per unit time is constant.
  • the reduction reaction of the molten slag 4 in the molten slag layer 5 proceeds by the arc heat generated between the upper electrode 15 and the furnace bottom electrode 16 in the electric furnace 1.
  • oxides (FeO, P 2 O 5, etc.) contained in the molten slag 4 are reduced by carbon of carbon in the molten slag layer 5 to generate Fe and P.
  • Fe and P move from the molten slag layer 5 to the molten iron layer 6 (molten iron) on the furnace bottom side.
  • the surplus carbon material C does not move to the molten iron layer 6 but is suspended in the molten slag layer 5.
  • the slag component in the molten slag 4 is reformed by the modifying material.
  • FeO contained in the molten slag 4 injected into the electric furnace 1 is preferentially given to C of the carbonaceous material in the molten slag layer 5 rather than C contained in the molten iron in the molten iron layer 6.
  • the reaction is carried out (see the following reaction formula (1)).
  • FeO + C ⁇ Fe + CO ⁇ (1) That is, the carbon material C that has been charged does not migrate to the molten iron layer 6 but is suspended in the molten slag layer 5. Is hard to get up. For this reason, the reduction reaction based on the above reaction formula (1) preferentially proceeds inside the molten slag layer 5, and the reduced iron (Fe) generated by this reduction reaction moves to the molten iron layer 6.
  • the reaction between FeO and C in the molten slag layer 5 is more dominant than the reaction between FeO in the molten slag layer 5 and C in the molten iron layer 6. is there. Therefore, when the molten slag 4 is injected into the electric furnace 1, the molten slag layer 5 on the molten iron layer 6 becomes a buffer zone for the reaction between the injected molten slag 4 and the molten iron in the molten iron layer 6. It is possible to suppress the slag 4 from reacting rapidly with the molten iron.
  • the FeO concentration of the injected molten slag 4 can be diluted and reduced, and the molten iron of the injected molten slag 4 and the molten iron layer 6 can be reduced. Direct contact with can be suppressed. Therefore, when the molten slag 4 is injected from the slag holding furnace 2 to the electric furnace 1, bumping phenomenon (slag forming) caused by the molten slag 4 reacting rapidly with the molten iron can be suppressed. As a result, the molten slag 4 The phenomenon of overflowing to the outside of the electric furnace 1 (overflow) can be avoided.
  • the oxide contained in the molten slag 4 injected into the molten slag layer 5 in the electric furnace 1 is reduced, and Fe and P are recovered from the molten slag 4 to the molten iron layer 6.
  • the slag component of the molten slag 4 is modified. Therefore, if the reduction process proceeds after the injection of the molten slag 4, the components of the molten slag layer 5 are gradually reformed from the molten slag 4 (steel slag) to reduced slag (high quality slag equivalent to blast furnace slag). Go.
  • the molten slag layer 5 modified to reduced slag becomes a buffer zone having a lower FeO concentration, when newly injecting the molten slag 4 from the slag holding furnace 2 to the molten slag layer 5, the occurrence of slag forming is prevented. It can suppress more reliably.
  • the layer thickness of the molten slag layer 5 is preferably 100 mm to 600 mm, more preferably 100 mm to 800 mm, from the viewpoint of expressing a function as a buffer zone. For this reason, when the molten slag 4 is injected and the thickness of the molten slag layer 5 reaches a predetermined layer thickness, the outlet 17 is opened, and the reduced slag of the molten slag layer 5 is supplied to the electric furnace 1. Discharge outside.
  • the hot water outlet 18 is opened, and the molten iron (for example, high P hot metal) of the molten iron layer 6 is discharged.
  • the reduced slag is intermittently discharged and collected from the tap outlet 17 of the electric furnace 1.
  • molten iron is intermittently discharged and collected from the tap 18 of the electric furnace 1.
  • high temperature exhaust gas containing CO, H 2, etc. is generated by reducing the oxide of the molten slag 4 using carbon of carbonaceous material.
  • CO gas is generated by the reduction reaction based on the above reaction formula (1).
  • the exhaust gas flows into the slag holding furnace 2 through the slag inlet 14 of the electric furnace 1 and is discharged outside through the slag holding furnace 2 as an exhaust path.
  • the atmosphere in the electric furnace 1 is changed to CO gas generated by the reduction reaction, and carbonaceous material (reducing material). Is maintained in a reducing atmosphere containing H 2 as a main component. Therefore, it is possible to prevent an oxidation reaction from occurring on the surface of the molten slag layer 5.
  • FIG. 3 is a longitudinal sectional view showing the slag holding furnace 2 (holding posture) according to the present embodiment.
  • FIG. 4 is a longitudinal sectional view showing the slag holding furnace 2 (injection posture) according to the present embodiment.
  • the slag holding furnace 2 is a heat-resistant container and has a function of holding a high-temperature molten slag 4 and injecting it into the electric furnace 1.
  • the slag holding furnace 2 has a structure capable of holding the molten slag 4 and adjusting the injection amount of the molten slag 4 into the electric furnace 1, and also functions as an exhaust path for the exhaust gas generated in the electric furnace 1. To do.
  • the slag holding furnace 2 includes a slag holding furnace main body 20 (hereinafter referred to as the furnace main body 20) for storing and holding the molten slag 4, and a spout for injecting the molten slag 4 in the furnace main body 20 into the electric furnace 1. Part 21.
  • the furnace body 20 is a sealed container composed of a lower wall 22, a side wall 23, and an upper wall 24, and has an internal space for storing the molten slag 4.
  • the lower wall 22 includes an iron skin 22a and a heat insulating material 22b outside the iron skin 22a, and a lining refractory 22c inside the iron skin 22a. Therefore, the lower wall 22 has excellent strength and heat resistance.
  • a lining refractory is also applied to the inner surfaces of the side wall 23 and the upper wall 24.
  • a gas discharge port 25 and a slag inlet 26 are provided on the upper portion of the furnace body 20 on the furnace lid 27 side.
  • the gas discharge port 25 is an exhaust port for discharging the exhaust gas of the electric furnace 1 and is connected to an exhaust pipe 55 described later.
  • the internal pressure of the slag holding furnace 2 is maintained at a negative pressure by a suction device such as a blower 56 connected to the exhaust pipe 55.
  • the slag inlet 26 is an opening for introducing the molten slag 4 from the slag pan 3 installed above the slag holding furnace 2 into the furnace body 20.
  • the slag inlet 26 is provided with an open / close type furnace lid 27.
  • the furnace lid 27 When the molten slag 4 is charged from the slag pot 3 to the furnace body 20, the furnace lid 27 is opened. On the other hand, while the molten slag 4 is not charged from the slag pot 3 to the furnace body 20, the furnace lid 27 is closed and the slag inlet 26 is closed. As a result, outside air can be prevented from entering the furnace body 20, and the internal temperature of the furnace body 20 can be maintained at a constant temperature.
  • the spout part 21 is a cylindrical part provided on the electric furnace 1 side of the furnace body 20.
  • the internal space of the spout 21 is used as a slag injection path 28 for injecting the molten slag 4 from the furnace body 20 into the electric furnace 1.
  • a spout 29 that communicates with the slag injection path 28 is provided at the tip of the spout 21.
  • the length of the slag injection path 28 in the vertical direction of the slag holding furnace 2 and the length of the slag injection path 28 in the width direction of the slag holding furnace 2 (the vertical direction in FIG. 3) are compared with the internal space of the furnace body 20. It ’s getting shorter.
  • the slag injection path 28 is curved downward as it goes forward in the injection direction.
  • the internal space of the furnace body 20 is gradually narrowed toward the spout portion 21 side.
  • the spout 21 of the slag holding furnace 2 is connected to the slag inlet 14 of the electric furnace 1.
  • the slag inlet 14 of the electric furnace 1 is larger than the spout portion 21 of the slag holding furnace 2. That is, in the present embodiment, the connection where the tip of the spout portion 21 is inserted into the slag inlet 14 in a state where a gap exists between the outer wall surface of the spout portion 21 and the inner wall surface of the slag inlet 14.
  • the structure is adopted.
  • connection structure between the spout part 21 and the slag inlet 14 is not limited to this embodiment, The connection structure by which the spout part 21 and the slag inlet 14 were airtightly connected by the bellows etc., or A connection structure in which a filler is packed in the gap between the spout portion 21 and the slag inlet 14 can be employed.
  • the suction device such as the blower 56
  • the internal pressure of the slag holding furnace 2 becomes negative.
  • the slag holding furnace 2 functions as an exhaust path for exhaust gas generated in the electric furnace 1. That is, the exhaust gas containing CO and H 2 generated by the reduction treatment in the electric furnace 1 passes through the slag inlet 14 of the electric furnace 1 and the spout part 21 of the slag holding furnace 2 as shown by arrows in FIG. Then, it flows into the furnace body 20 of the slag holding furnace 2 in which the internal pressure is maintained at a negative pressure.
  • the exhaust gas in the electric furnace 1 is not removed from the above gap even though outside air may enter through the gap between the connecting portions of the electric furnace 1 and the slag holding furnace 2. Will not leak to the outside. Further, the exhaust gas flowing into the slag holding furnace 2 is discharged from the gas discharge port 25 through the furnace body 20. In this way, the exhaust gas discharged from the slag holding furnace 2 is processed by an exhaust gas treatment facility (not shown) described later.
  • a tilting device 40 is provided on the lower side of the furnace body 20 of the slag holding furnace 2.
  • the tilting device 40 has a function of tilting the slag holding furnace 2 toward the pouring part 21 and injecting the molten slag 4 in the furnace body 20 into the electric furnace 1 from the pouring part 21.
  • the tilting device 40 includes a cylinder 41, support members 42 and 43, a tilting shaft 44, and a carriage 45.
  • the cylinder 41 is composed of, for example, a hydraulic cylinder, and generates power for tilting the slag holding furnace 2.
  • the upper end of the cylinder 41 is connected to a position in the lower wall 22 of the furnace body 20 that is separated from the slag holding furnace 2 so as to tilt toward the electric furnace 1 side.
  • the lower end of the cylinder 41 is connected to the upper surface of the carriage 45.
  • the tilting shaft 44 is provided below the spout part 21 of the slag holding furnace 2 and functions as the central axis of the tilting operation of the slag holding furnace 2.
  • the support members 42 and 43 are connected to each other around the tilt shaft 44 so as to be rotatable.
  • the upper end of the support member 42 is connected to the lower side of the spout portion 21.
  • the lower end of the support member 43 is connected to the upper surface of the carriage 45.
  • the slag holding furnace 2 is tiltably supported by the cylinder 41, the support members 42 and 43, and the tilt shaft 44.
  • the posture of the slag holding furnace 2 is changed into a holding posture (FIG. 3) and an injection posture (FIG. 4). It is possible to change to either one of these.
  • the attitude of the slag holding furnace 2 is maintained in the holding attitude, the molten slag 4 is held in the furnace body 20 without being injected from the slag holding furnace 2 into the electric furnace 1 as shown in FIG. .
  • the posture of the slag holding furnace 2 is maintained in the pouring posture, the molten slag 4 is injected into the electric furnace 1 from the slag holding furnace 2 as shown in FIG.
  • the cylinder 41 When the posture of the slag holding furnace 2 is changed from the holding posture to the pouring posture, the cylinder 41 is extended, the rear part of the furnace body 20 is lifted, and the slag holding furnace 2 is tilted about the tilting shaft 44 toward the electric furnace 1 side. As a result, as shown in FIG. 4, the position of the spout portion 21 is relatively low with respect to the furnace body 20, so that the molten slag 4 held in the furnace body 20 is moved to the spout portion 21 side. Then, it flows from the spout 29 through the slag injection path 28 and is poured into the electric furnace 1. At this time, the amount of molten slag 4 injected can be adjusted by controlling the extension length of the cylinder 41 and adjusting the tilt angle of the slag holding furnace 2.
  • the cylinder 41 is contracted to return the height of the furnace body 20 on the cylinder side to the height of the holding posture.
  • the position of the spout portion 21 is relatively high with respect to the furnace body 20, and the liquid level of the molten slag 4 in the furnace body 20 is lower than the slag injection path 28.
  • the molten slag 4 is held in the furnace body 20 without being injected into the electric furnace 1.
  • bogie 45 supports the tilting apparatus 40 so that a movement is possible.
  • the cart 45 By using the cart 45 to move the slag holding furnace 2 backward or forward, the slag holding furnace 2 can be easily inspected, replaced, or repaired.
  • the tilting device 40 by tilting the slag holding furnace 2 using the tilting device 40, it is possible to inject the molten slag 4 into the electric furnace 1 intermittently or to adjust the injection amount.
  • the injected amount of the molten slag 4 using the tilting device 40 is prevented so that the injected molten slag 4 reacts rapidly with the molten iron in the electric furnace 1 and overflow does not occur. It is preferable to inject the molten slag 4 intermittently while appropriately adjusting (that is, adjusting the tilt angle of the slag holding furnace 2).
  • the injection speed of the molten slag 4 is too high when the molten slag 4 is injected, slag forming may occur in the electric furnace 1, and as a result, overflow may occur.
  • the injection of the molten slag 4 is temporarily stopped, or the injection amount of the molten slag 4 is reduced, so that the inside of the electric furnace 1 It is preferable to suppress the reaction between the molten slag 4 and the molten iron.
  • the amount of molten slag 4 injected by the slag holding furnace 2 per unit time is determined according to the reduction capacity of the electric furnace 1.
  • the reduction capacity of the electric furnace 1 is consumed by the amount of power supplied to the electric furnace 1 per unit time, for example, when a voltage is applied between the upper electrode 15 and the furnace bottom electrode 16 of the electric furnace 1 and current flows.
  • the injection amount of the molten slag 4 per unit time may be determined.
  • the oxygen gas supply nozzle 51 shown in FIGS. 3 and 4 will be described in detail later as the configuration of the exhaust gas treatment facility.
  • FIG. 5 is a schematic diagram showing the configuration of the exhaust gas treatment facility according to the present embodiment.
  • the exhaust gas treatment facility 50 includes an oxygen gas supply nozzle 51 installed in the slag holding furnace 2, an exhaust pipe 55 connected to the gas outlet 25 of the slag holding furnace 2, and an exhaust pipe 55.
  • a blower 56 for sucking the exhaust gas in the slag holding furnace 2 and a dust collector 57 provided at the end point of the exhaust pipe 55 passing through the blower 56 are provided.
  • the blower 56 is an example of a suction device in the embodiment of the present invention, and suction devices other than the blower 56 may be used in other embodiments.
  • the exhaust gas g ⁇ b> 1 containing CO or the like generated by the iron oxide reduction reaction in the electric furnace 1 is introduced into the slag holding furnace 2 through the slag inlet 14 of the electric furnace 1.
  • the oxygen gas supply nozzle 51 is oxygen supply means for supplying oxygen gas into the slag holding furnace 2.
  • the combustion based on the following reaction formula (2) (oxidation reaction) occurs, CO is changed to CO 2.
  • the CO gas that is a combustible component in the exhaust gas g1 is completely combusted. be able to.
  • the CO 2 gas generated by the complete combustion of the CO gas contained in the exhaust gas g1 is discharged from the gas discharge port 25 into the exhaust pipe 55 as the exhaust gas g2. 2CO + O 2 ⁇ 2CO 2 (2)
  • an analyzer 52 is installed in the exhaust pipe 55 close to the gas outlet 25 of the slag holding furnace 2 in order to completely burn the CO gas in the exhaust gas g1.
  • This analyzer 52 is connected to a concentration instruction controller 53.
  • the analyzer 52 analyzes the component of the exhaust gas g2 in the exhaust pipe 55 to calculate the CO concentration and the O 2 concentration.
  • the concentration instruction controller 53 controls the supply amount of oxygen gas to the oxygen gas supply nozzle 51 according to the CO concentration and the O 2 concentration measured by the analyzer 52. More specifically, the concentration indication controller 53 is configured so that the CO concentration in the exhaust pipe 55 is approximately 0% and the O 2 concentration is greater than 0% and as close to 0% as possible.
  • the amount of oxygen gas supplied to the oxygen gas supply nozzle 51 is controlled using a valve 54 or the like.
  • the concentration indication controller 53 increases the supply amount of oxygen gas to the oxygen gas supply nozzle 51, thereby causing the CO gas to flow into the slag holding furnace 2. In the exhaust pipe 55 to prevent the CO gas from flowing into the exhaust pipe 55. Further, when the O 2 concentration measured by the analyzer 52 greatly exceeds 0% and exceeds a predetermined allowable range, the concentration indication controller 53 decreases the supply amount of oxygen gas to the oxygen gas supply nozzle 51. This prevents the slag holding furnace 2 from being unnecessarily cooled by the supply of excess oxygen gas. For example, it is preferable to set the allowable range of the O 2 concentration to 5% or less.
  • the concentration instruction controller 53 is preceded by The amount of oxygen gas supplied to the oxygen gas supply nozzle 51 may be increased to prepare for an increase in CO gas generated in the electric furnace 1.
  • Information on the injection amount of the molten slag 4 may be provided to the concentration indication controller 53 from a control means (not shown) that controls the injection amount of the molten slag 4 by controlling the tilt angle of the slag holding furnace 2, for example.
  • the operator monitoring the output value of the analyzer 52 and the injection state of the molten slag 4 manually operates the oxygen gas supply nozzle 51, so that the oxygen gas as described above can be obtained. Control of the supply amount may be executed.
  • the oxygen gas supplied from the oxygen gas supply nozzle 51 is an example of the oxygen-containing gas in the embodiment of the present invention.
  • the oxygen-containing gas may be any gas containing oxygen.
  • the oxygen-containing gas may be an oxygen gas containing only oxygen as in the present embodiment, or an oxygen gas and another gas (for example, nitrogen gas). Or a mixed gas.
  • the exhaust gas g1 generated in the electric furnace 1 is discharged into the slag holding furnace 2, and the exhaust gas g2 in the slag holding furnace 2 is sucked by the blower 56 through the exhaust pipe 55.
  • the blower 56 sucks a sufficient amount of exhaust gas g3 at the outlet side of the exhaust pipe 55, the internal pressure of the electric furnace 1 becomes negative.
  • the internal pressure of the electric furnace 1 is It is desirable to maintain an appropriate range of negative pressure.
  • a slit 58 is provided in the middle of the exhaust pipe 55 as a means for adjusting the internal pressure of the electric furnace 1 to an appropriate range of negative pressure under the above-described conditions.
  • the slit 58 is an opening formed by cutting out the entire circumference of the exhaust pipe 55 or a part of the whole circumference into a slit shape.
  • the exhaust gas g2 in the exhaust pipe 55 is in contact with the outside air. Since the inside of the exhaust pipe 55 is maintained at a negative pressure by the blower 56, outside air (symbol air 1 in FIG. 5) flows into the exhaust pipe 55 through the slit 58. Accordingly, the exhaust gas g3 sucked by the blower 56 in the exhaust pipe 55b downstream of the slit 58 flows into the exhaust gas g2 discharged from the slag holding furnace 2 and flowing through the exhaust pipe 55a upstream of the slit 58 and the slit 58. Outside air air1.
  • the slit 58 is formed with a sufficiently small width (opening area) that can maintain the inside of the exhaust pipe 55 at a negative pressure.
  • the flow rate of the outside air air1 flowing into the exhaust pipe 55 from the slit 58 fluctuates in a complementary manner to the flow rate of the exhaust gas g2 flowing through the exhaust pipe 55a and reaching the slit 58. It has been confirmed by the experiment. For example, if the intake air amount of the exhaust gas g3 by the blower 56 is 100 Nm 3 / h, the flow rate of the exhaust gas g2 is if 80 Nm 3 / h, the flow rate of outside air air1 become 20 Nm 3 / h. Also, the same case, if the flow rate of the exhaust gas g2 is 70 Nm 3 / h, the flow rate of outside air air1 become 30 Nm 3 / h.
  • the internal pressure of the electric furnace 1 can be maintained at a substantially constant negative pressure.
  • the intake amount of the exhaust gas g2 by the blower 56 is adjusted to be constant by providing an opening such as a slit 58 in the middle of the exhaust pipe 55 and introducing the outside air air1.
  • the flow rate of the outside air air1 flowing from the slit 58 is automatically adjusted in accordance with the flow rate of the exhaust gas g2, so that it is not necessary to control the opening degree of the slit 58 finely.
  • the slit 58 provided over the entire circumference of the exhaust pipe 55 is illustrated as an example of the opening for introducing the outside air air1 into the exhaust pipe 55 in the embodiment of the present invention.
  • the slit 58 is not limited.
  • a hole having an arbitrary shape such as a circle or a rectangle is provided as an opening in a part of the peripheral surface of the exhaust pipe 55, for example, 1/3 or 1/4 of the entire circumference. May be.
  • FIG. 6 is a schematic diagram showing the configuration of the exhaust gas treatment facility according to the present embodiment.
  • a sleeve 61 is provided along with the slit 58 in the middle of the exhaust pipe 55.
  • the sleeve 61 is provided around the exhaust pipe 55, and can cover at least a part of the slit 58 by sliding along the axial direction of the exhaust pipe 55.
  • the width of the slit 58 becomes narrower and the area of the opening formed by the slit 58 becomes smaller.
  • the sleeve 61 covering the slit 58 slides to open the slit 58, the width of the slit 58 increases and the area of the opening formed by the slit 58 increases.
  • the sleeve 61 functions as an opening area changing unit that changes the area of the opening formed by the slit 58.
  • the width of the slit 58 is about 300 mm. Can be illustrated. From this state, the sleeve 61 slides to gradually cover the slit 58, whereby the width of the slit 58 is adjusted within a range of 50 mm to 300 mm, for example.
  • the minimum width of the slit 58 is set to 50 mm instead of 0 mm.
  • the sleeve 61 may completely cover the slit 58 and the width of the slit 58 may be adjustable to 0 mm.
  • the sleeve 61 is provided on the exhaust pipe 55b side, but the sleeve 61 may be provided on the exhaust pipe 55a side.
  • the internal pressure of the electric furnace 1 is adjusted in accordance with the variation in the amount of exhaust gas g1 generated in the electric furnace 1.
  • the width of the slit 58 is fixed as in the first embodiment, there is a limit to the fluctuation range of the generation amount of the exhaust gas g1 that can be handled.
  • the intake air amount of the exhaust gas g3 by the blower 56 is 100 Nm 3 / h
  • a flow rate of the exhaust gas g2 flowing through the exhaust pipe 55a as described in the first embodiment is 70Nm 3 / h ⁇ 80Nm 3 / h about
  • the internal pressure of the electric furnace 1 can be automatically maintained substantially constant without changing the width of the slit 58.
  • the generation amount of the exhaust gas g1 fluctuates more greatly (for example, in the above assumption, the flow rate of the exhaust gas g2 decreases to about 50 Nm 3 / h due to a large decrease in the generation amount of the exhaust gas g1.
  • the flow rate of the outside air air1 flowing in from the slit 58 does not increase up to 50 Nm 3 / h. Therefore, when the generation amount of the exhaust gas g1 greatly fluctuates, the exhaust power of the exhaust gas g1 from the electric furnace 1 becomes excessive due to the suction force of the exhaust gas g3 by the blower 56 being concentrated on the exhaust gas g2, and the electric furnace There is a problem that the internal pressure of 1 drops more than necessary.
  • the width of the slit 58 is widened to temporarily increase the amount of outside air air1 (about 50 Nm 3 / h in the above example). To prevent the internal pressure of the electric furnace 1 from dropping more than necessary. Thereafter, when restored to the flow rate, for example, 70Nm 3 / h ⁇ 80Nm 3 / h approximately gas g2 is narrow the width of the slit 58 is slid the sleeve 61 again, suppressing the inflow of outside air air1 from the slit 58 To do. As a result, since the exhaust capability of the exhaust gas g1 from the electric furnace 1 is maintained high, it is possible to prevent the internal pressure of the electric furnace 1 from increasing.
  • a pressure gauge 62 pressure detecting means is installed in the electric furnace 1 in order to realize such adjustment of the width of the slit 58.
  • the pressure gauge 62 is connected to the pressure instruction controller 63.
  • the pressure gauge 62 measures the internal pressure of the electric furnace 1.
  • the pressure instruction controller 63 controls the width of the slit 58 by sliding the sleeve 61 in accordance with the internal pressure of the electric furnace 1 measured by the pressure gauge 62. More specifically, when the internal pressure of the electric furnace 1 is high, the pressure instruction controller 63 controls the driving means (not shown) to slide the sleeve 61 and narrow the width of the slit 58. . As a result, an increase in the internal pressure of the electric furnace 1 is suppressed.
  • the pressure instruction controller 63 controls the driving means to slide the sleeve 61 and widen the width of the slit 58. As a result, a decrease in the internal pressure of the electric furnace 1 is suppressed.
  • a detailed example of sleeve control by the pressure instruction controller 63 will be described later.
  • the pressure instruction controller 63 is advanced. Then, the sleeve 61 is slid to reduce the width of the slit 58 to prepare for an increase in the exhaust gas g1 generated in the electric furnace 1.
  • Information on the injection amount of the molten slag 4 is provided to the pressure instruction controller 63 from a control means (not shown) that controls the injection amount of the molten slag 4 by controlling the tilt angle of the slag holding furnace 2, for example.
  • the operator who monitors the measured value of the pressure gauge 62 and the injection state of the molten slag 4 may adjust the width of the slit 58 by manually operating the sleeve 61. Good.
  • an outside air inlet 64 may be provided in the exhaust pipe 55 b between the slit 58 and the blower 56. Since the inside of the exhaust pipe 55b is maintained at a negative pressure by the suction force of the blower 56, the outside air (air2) also flows into the exhaust pipe 55b from the outside air introduction port 64. The outside air air2 is mixed with the exhaust gas g3 flowing through the exhaust pipe 55b, whereby the exhaust gas g3 is cooled. By such an action of the outside air inlet 64, the temperature of the exhaust gas g3 reaching the dust collector 57 via the blower 56 can be lowered to an appropriate range.
  • the temperature of the exhaust gas g3 flowing in the exhaust pipe 55b varies depending on the generation amount of the exhaust gas g1 in the electric furnace 1, the flow rate of the outside air air1 flowing from the slit 58, and the like.
  • the amount of outside air air2 required to cool the exhaust gas g3 to an appropriate temperature also varies due to the amount of exhaust gas g1 generated, the flow rate of the outside air air1, and the like.
  • a damper 65 for adjusting the flow rate of the outside air air2 is provided at the outside air introduction port 64.
  • a thermometer 66 temperature detection means for detecting the temperature of the exhaust gas g3 in the exhaust pipe 55b is provided at the outlet of the exhaust pipe 55b on the blower 56 side.
  • the opening degree of the damper 65 is controlled by a temperature indication controller 67 connected to the thermometer 66.
  • the damper 65 and the temperature instruction controller 67 function as an outside air flow control means for controlling the flow rate of the outside air air2 introduced from the outside air introduction port 64 in accordance with the temperature of the exhaust gas g3.
  • the temperature instruction controller 67 controls the damper 65 so that the opening degree of the damper 65 increases when the temperature of the exhaust gas g3 in the exhaust pipe 55b is high. As a result, since the flow rate of the outside air air2 increases, cooling of the exhaust gas g3 is promoted. Further, the temperature instruction controller 67 controls the damper 65 so that the opening degree of the damper 65 becomes small when the temperature of the exhaust gas g3 is low. As a result, the flow rate of the outside air air2 is reduced, so that the cooling of the exhaust gas g3 is suppressed. Or you may stop the inflow of the external air air2 to the exhaust pipe 55b by closing the damper 65 completely.
  • the temperature instruction controller 67 may prepare for an increase in the exhaust gas g1 generated in the electric furnace 1 by increasing the opening degree of the damper 65 in advance.
  • Information on the injection amount of the molten slag 4 is provided to the temperature indication controller 67 from a control means (not shown) that controls the injection amount of the molten slag 4 by controlling the tilt angle of the slag holding furnace 2, for example.
  • the operator who monitors the measured value of the thermometer 66 and the injection state of the molten slag 4 manually operates the damper 65, thereby adjusting the opening degree of the damper 65. May be.
  • a damper 68 for adjusting the suction flow rate by the blower 56 is provided at the front stage (upstream side) of the blower 56.
  • the opening degree of the damper 68 is controlled by a temperature instruction controller 69 connected to the thermometer 66. More specifically, the temperature instruction controller 69 controls the damper 68 so that the opening degree of the damper 68 increases when the temperature of the exhaust gas g3 in the exhaust pipe 55b rises. As a result, the suction flow rate by the blower 56 increases. Further, the temperature instruction controller 69 controls the damper 68 so that the opening degree of the damper 68 becomes small when the temperature of the exhaust gas g3 is lowered. As a result, the suction flow rate by the blower 56 decreases. 6 illustrates the case where the temperature instruction controller 67 and the temperature instruction controller 69 are individually installed, but may be integrated as one controller.
  • FIG. 7 is a flowchart illustrating an example of a control method of the pressure instruction controller 63 according to the second embodiment of the present invention. As described above, the pressure instruction controller 63 adjusts the width of the slit 58 by sliding the sleeve 61 according to the internal pressure of the electric furnace 1 measured by the pressure gauge 62.
  • the pressure instruction controller 63 determines whether or not the internal pressure of the electric furnace 1 exceeds a predetermined upper limit value (step S101).
  • the pressure instruction controller 63 slides the sleeve 61 to narrow the width of the slit 58 (step S103).
  • the flow rate of the outside air air1 flowing from the slit 58 decreases.
  • the exhaust capacity of the exhaust gas g1 is enhanced, the internal pressure of the electric furnace 1 can be adjusted so that the internal pressure of the electric furnace 1 does not exceed the upper limit value.
  • the pressure instruction controller 63 determines whether or not the internal pressure of the electric furnace 1 is below a predetermined lower limit value (step S105).
  • the pressure instruction controller 63 slides the sleeve 61 to widen the slit 58 (step S107).
  • the flow rate of the outside air air1 flowing from the slit 58 increases.
  • the exhaust capacity of the exhaust gas g1 is suppressed, the internal pressure of the electric furnace 1 can be adjusted so that the internal pressure of the electric furnace 1 does not fall below the lower limit value.
  • step S105 When the internal pressure of the electric furnace 1 is not lower than the lower limit value in step S105, that is, when the internal pressure of the electric furnace 1 is maintained in an appropriate range between the upper limit value and the lower limit value, the pressure indication controller 63 is 61 is fixed and the width of the slit 58 is maintained.
  • FIG. 8 is a flowchart showing an example of a control method of the temperature instruction controller 67 in the second embodiment of the present invention. As described above, the temperature instruction controller 67 adjusts the opening degree of the damper 65 provided in the outside air introduction port 64 according to the temperature of the exhaust gas g3 in the exhaust pipe 55b measured by the thermometer 66.
  • the temperature instruction controller 67 determines whether or not the temperature of the exhaust gas g3 exceeds a predetermined upper limit value (step S201).
  • the temperature instruction controller 67 opens the damper 65 (step S203).
  • the flow rate of the outside air air2 flowing from the outside air introduction port 64 increases.
  • the temperature of the exhaust gas g3 can be adjusted so that the temperature of the exhaust gas g3 does not exceed the upper limit value.
  • the opening degree of the damper 68 provided in the front stage of the blower 56 is controlled by the temperature control unit 69. growing. That is, when it is determined in step S201 that the temperature of the exhaust gas g3 exceeds the upper limit value, the opening degree of the damper 68 increases.
  • the exhaust gas g3 is cooled by opening the damper 65 in step S203. That is, when it is detected by the thermometer 66 that the temperature of the exhaust gas g3 is rising, the opening degree of the damper 65 is also increased by the control of the damper 65 by the temperature instruction controller 67. Note that the operator may manually operate the damper 65 so that the opening degree of the damper 65 becomes an appropriate value based on the temperature measurement result of the exhaust gas g3 obtained from the thermometer 66.
  • the temperature instruction controller 67 determines whether or not the temperature of the exhaust gas g3 is lower than a predetermined lower limit value (step S205).
  • the temperature instruction controller 67 closes the damper 65 (step S207).
  • the flow rate of the outside air air2 flowing from the outside air inlet 64 decreases.
  • the temperature of the exhaust gas g3 can be adjusted so that the temperature of the exhaust gas g3 does not fall below the lower limit value.
  • step S205 when the temperature of the exhaust gas g3 is not lower than the lower limit value, that is, when the temperature of the exhaust gas g3 is maintained in an appropriate range between the upper limit value and the lower limit value, the temperature indication controller 67 Maintain the opening.
  • the internal pressure of the electric furnace 1 can be reduced even when the amount of generated exhaust gas g1 varies greatly. It becomes possible to adjust to an appropriate value.
  • the internal pressure of the electric furnace 1 is automatically adjusted with the width of the slit 58 fixed as in the first embodiment. It is possible. Therefore, the width of the slit 58 may be changed by sliding the sleeve 61 only when the generation amount of the exhaust gas g1 fluctuates greatly and the internal pressure of the electric furnace 1 actually starts to increase.
  • the control of the internal pressure of the electric furnace 1 is much easier than when adjusting the intake amount of exhaust gas using a damper or the like. Further, even if the generation amount of the exhaust gas g1 and the flow rate of the outside air air1 from the slit 58 fluctuate further, the exhaust gas cooled to an appropriate temperature by changing the opening degree of the damper 65 provided in the outside air introduction port 64 g3 can be exhausted from the blower 56 to the dust collector 57.
  • the sleeve 61 for adjusting the width of the slit 58 provided over the entire circumference of the exhaust pipe 55 is exemplified as the opening area changing means.
  • the opening area changing means is exemplified by the sleeve 61.
  • a part of the peripheral surface of the exhaust pipe 55 for example, at least a part of a hole (opening) having an arbitrary shape provided in a range of 1/3 or 1/4 of the entire circumference is covered.
  • a sliding lid may be provided. For example, by sliding the lid in the circumferential direction of the exhaust pipe 55 or in the axial direction of the exhaust pipe 55, the ratio of covering the hole can be adjusted.
  • the concentration instruction controller 53, the pressure instruction controller 63, the temperature instruction controller 67, and the temperature instruction controller 69 are illustrated separately, but these controllers use, for example, a computer. May be integrated as a single controller.
  • the slit 58 and the sleeve 61 are arranged at a position close to the slag holding furnace 2 in the exhaust pipe 55 as much as possible. Thereby, the control responsiveness of the internal pressure of the electric furnace 1 can be improved.
  • the exhaust gas g1 introduced from the slag holding furnace 2 to the exhaust pipe 55 remains at a high temperature from the slit 58 to the exhaust pipe 55. It is mixed with the introduced outside air air1. As a result, the unburned gas contained in the exhaust gas g1 can be burned inside the exhaust pipe 55.
  • a plurality of slits 58 may be provided along the exhaust pipe 55. In this case, the total opening area of the plurality of slits 58 may be controlled by expanding the movable range of the sleeve 61 and controlling the position of the sleeve 61. Alternatively, a sleeve 61 may be provided for each of the plurality of slits 58, and the total opening area of the plurality of slits 58 may be controlled by controlling the position of each sleeve 61.
  • a closed DC electric furnace was used as the electric furnace 1.
  • molten slag 4 molten molten slag discharged from the converter was used.
  • the molten slag 4 was put into the slag holding furnace 2 in a molten state having fluidity.
  • a molten iron layer 6 formed of about 130 tons of pig iron and a molten slag 4 (that is, reduced slag) reduced on the molten iron layer 6 having a thickness of about 200 mm.
  • the molten slag 4 was intermittently injected from the slag holding furnace 2 into the molten slag layer 5 in the electric furnace 1.
  • the step of injecting 8.2 to 8.5 tons of molten slag 4 into the electric furnace 1 by changing the posture of the slag holding furnace 2 from the holding posture to the pouring posture (slag pouring step) ). And after returning the attitude
  • the molten slag 4 was reduced in the electric furnace 1 by repeatedly performing the slag injection step and the interval step. As a result, it was possible to continuously and stably reduce the molten slag 4 in the electric furnace 1 without causing rapid slag forming during slag injection.
  • FIG. 9A is a graph showing the relationship between the amount of exhaust gas generated (the amount of exhaust gas g1 generated in the electric furnace 1) and the elapsed time in the slag injection step of this example.
  • FIG. 9B is a graph showing the relationship between the slit width (the width of the slit 58) and the elapsed time in the slag injection step of this example.
  • FIG. 9C is a graph showing the relationship between the internal pressure of the electric furnace 1 and the elapsed time in the slag injection step of this example.
  • the generation amount of the exhaust gas g1 in the electric furnace 1 continued to increase from the start of processing to time t1.
  • the pressure instruction controller 63 slides the sleeve 61, and as shown in FIG. 9B.
  • the width (opening) of the slit 58 was reduced from 40% to 30%.
  • the inflow of the outside air air1 through the slit 58 is suppressed, so that the exhaust capability of the exhaust gas g1 by the blower 56 is enhanced.
  • FIG. 9A the generation amount of the exhaust gas g1 in the electric furnace 1 continued to increase from the start of processing to time t1.
  • the internal pressure of the electric furnace 1 decreased from the upper limit value, and then maintained at a substantially constant value ( ⁇ 20 Pa).
  • a substantially constant value ⁇ 20 Pa.
  • FIG. 10A is a graph showing the relationship between the exhaust gas temperature (the temperature of the exhaust gas g3) and the elapsed time in the slag injection step of this example.
  • FIG. 10B is a graph showing the relationship between the damper opening (the opening of the damper 65) and the elapsed time in the slag injection step of this embodiment.
  • the width (opening) of the slit 58 was narrowed from 40% to 30% at time t1.
  • the ratio of the outside air air1 contained in the exhaust gas g3 flowing through the exhaust pipe 55b is decreased, as shown in FIG. ). Therefore, as shown in FIG.
  • the temperature instruction controller 67 changes the opening degree of the damper 65 from 50% to 70% at time t3.
  • the exhaust gas g3 is cooled by more outside air air2 due to an increase in the flow rate of the outside air air2 flowing from the outside air introduction port 64.
  • the temperature of the exhaust gas g3 decreased from the upper limit value, and was maintained within an appropriate range of less than 90 ° C. while slightly fluctuating.
  • the width of the slit 58 was increased again from 30% to 40% at time t2.
  • the ratio of outside air air1 contained in the exhaust gas g3 increased. That is, the exhaust gas g3 is cooled to some extent by the outside air air1 flowing from the slit 58, and then further cooled by the outside air air2 flowing from the outside air inlet 64. Therefore, as shown in FIG. 10A, the temperature of the exhaust gas g3 has greatly decreased since time t2, and has reached a predetermined lower limit (70 ° C.) at time t4. Therefore, as shown in FIG. 10B, the temperature instruction controller 67 returns the opening degree of the damper 65 from 70% to 50% at the time t4.
  • the exhaust gas g3 is not excessively cooled due to a decrease in the flow rate of the outside air air2.
  • the temperature of the exhaust gas g3 rose from the lower limit value and was again maintained in the appropriate range between 70 ° C. and 90 ° C.
  • FIG. 11A is a graph showing the relationship between the amount of exhaust gas generated (the amount of exhaust gas g1 generated in the electric furnace 1) and the elapsed time in the interval step of this example.
  • FIG. 11B is a graph showing the relationship between the slit width (the width of the slit 58) and the elapsed time in the spacing step of this example.
  • FIG. 11C is a graph showing the relationship between the internal pressure of the electric furnace 1 and the elapsed time in the interval step of this example. In the interval step in which the slag injection is stopped after the slag injection step, the reduction reaction in the electric furnace 1 is stabilized.
  • the internal pressure of the electric furnace 1 is made substantially constant by changing the width of the slit 58 according to the internal pressure of the electric furnace 1. It was demonstrated that it can be adjusted. Further, even when the temperature of the exhaust gas g3 in the exhaust pipe 55b fluctuates due to a change in the width of the slit 58, the temperature is substantially constant by changing the opening of the damper 65 according to the temperature of the exhaust gas g3. It was proved that it can be adjusted.
  • the internal pressure of the electric furnace 1 can be adjusted to be substantially constant with the width of the slit 58 fixed. It was done.

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Abstract

本発明の排ガス処理方法では、電気炉で発生した排ガスをスラグ保持炉内に導気するとともに、前記スラグ保持炉内に酸素含有ガスを供給することによって前記排ガス中の可燃性成分を燃焼させ;前記燃焼後の排ガスを前記スラグ保持炉から排気管を経由して吸引装置まで導気し;前記排気管の途中に設けられた開口部から前記排気管内に外気を導入することによって前記電気炉の内圧を調節し;前記開口部に設けられる開口面積変更手段を用いて、前記電気炉の内圧の変動に応じて前記開口部の面積を変更する。

Description

排ガス処理方法および排ガス処理設備
 本発明は、排ガス処理方法および排ガス処理設備に関する。
 本願は、2013年07月24日に、日本に出願された特願2013-153536号に基づき優先権を主張し、その内容をここに援用する。
製鋼工程において転炉等を用いて脱硫、脱燐または脱炭精錬により生成されるスラグ(製鋼スラグ)は、CaOを大量に含んでいる。このため、製鋼スラグの膨張性は高く、且つ製鋼スラグの体積安定性は悪いので、従来では、セメント原料、骨材等として製鋼スラグを再利用することが制限されてきた。しかし、近年、資源のリサイクルの促進を図るために、製鋼スラグからFeやPなどの有価物を分離回収するとともに、製鋼スラグを高品質のスラグに改質して再利用することが要求されている。そのため、従来では、各種のスラグ処理方法が提案されている。
例えば、特許文献1には、溶解炉内の鉄鋼溶湯に鉄鋼スラグを加え、熱および還元材を加えて鉄鋼スラグを変成しつつ、鉄鋼スラグ中のFe、MnおよびPを鉄鋼溶湯に移行させて変成スラグを得る第1工程と、鉄鋼溶湯中のMnおよびPを酸化させて順次変成スラグに移行させ、高Mnスラグ、高Pスラグを順次取り出す第2、第3工程とを含むスラグ処理方法が開示されている。
特許文献2には、炭素含有率1.5wt%未満の鋼鉄浴に、酸化鉄含有率5wt%超の鉄鋼スラグを投入してから、炭素または炭素キャリアの導入により鋼鉄浴を炭化して炭素含有率2.0wt%超の鋼鉄浴を得て、その後に、鉄鋼スラグ中の酸化物を還元する方法が開示されている。この方法では、鉄鋼スラグを鋼鉄浴に投入する時に、鉄鋼スラグが鉄鋼浴と激しく反応して、鉄鋼スラグの発泡(スラグフォーミング)が発生したり、或いは炉から鉄鋼スラグが噴出(オーバーフロー)する場合がある。スラグフォーミング及びオーバーフローの発生を抑制するために、鉄鋼スラグを鋼鉄浴に投入する前に、鋼鉄浴の炭素含有率を低下させる。これにより、鉄鋼スラグを鋼鉄浴に投入する時に、鉄鋼スラグと鋼鉄浴との反応速度が低下する。上記のように、鉄鋼スラグと鋼鉄浴との反応速度が低下した状態で、鋼鉄浴の炭素含有率を上昇させた後、鉄鋼スラグの還元処理が行われる。
また、非特許文献1には、電気炉内に製鋼スラグ粉、炭材粉およびスラグ改質材粉を装入し、スラグの還元試験を行った結果が開示されている。さらに、特許文献3には、開放型直流電気炉内で、非鉄精錬で発生した溶融スラグを炭素質還元材で還元して、溶融スラグを金属層とスラグ層に分離することにより、溶融スラグから有価金属を回収する方法が開示されている。
また、特許文献4に開示された改質方法では、流動性の低い低温の製鋼スラグを溶融改質するために、容器内に収容された低流動性の製鋼スラグに改質材を添加または溶射する前(或いは後)に、製鋼スラグの表層を機械的に撹拌する。そして、加熱バーナーを用いて製鋼スラグと改質材との混合層を加熱して溶融スラグを得た後、その溶融スラグを容器から排出して凝固させる。
日本国特開昭52-033897号公報 日本国特表2003-520899号公報 オーストラリア特許AU-B-20553/95号明細書 日本国特開2005-146357号公報
Scandinavian Journal of Metallurgy 2003;32:p.7-14
しかしながら、上記特許文献1に記載のスラグ処理方法では、転炉を用いて還元処理を行っているため、鉄鋼溶湯と鉄鋼スラグが強く撹拌されている。このため、鉄鋼スラグを鉄鋼浴湯に投入する時に鉄鋼溶湯の炭素濃度が高い場合、鉄鋼スラグが鉄鋼溶湯と接触することにより、鉄鋼スラグと鉄鋼浴湯との反応が促進されてスラグフォーミングが起こる。スラグフォーミングの発生を回避するために、炭素濃度が低い鉄鋼溶湯に鉄鋼スラグを投入した後、還元反応を促進するために、炭素を鉄鋼浴湯に投入して鉄鋼溶湯の炭素濃度を増加させる。そのため、バッチ処理を繰り返す必要がある。すなわち、必要な成分組成を有するスラグを得るために、複数回のバッチ処理(多数回のスラグ還元処理と、Mn、Pの酸化および取り出し処理)を繰り返す必要があるので、作業効率および生産性が低下する。
同様に、特許文献2に記載のスラグ還元方法でも、転炉を用いて還元処理を行う。そのため、溶鉄中の炭素濃度を増減させて鉄鋼スラグの還元処理を行うために、脱炭昇熱と加炭還元というバッチ処理を繰り返す必要があるので、作業効率および生産性が低下する。
一方、非特許文献1に記載の還元試験では、凝固した冷間の製鋼スラグの粉砕物が処理対象物である。特許文献3に記載の方法においても、凝固した冷間スラグが処理対象物である。冷間スラグの還元処理を行うためには、冷間スラグを加熱溶融させる工程が必要なので、そのような工程の追加に起因してエネルギー原単位が高くなる。
以上のように、熱間の製鋼スラグをバッチ処理でリサイクルする従来方法(特許文献1、2)では、スラグ処理の作業効率および生産性が低いという問題があった。一方、冷間の製鋼スラグを加熱溶融させてリサイクルする従来方法(非特許文献1および特許文献3)では、スラグ処理に必要なエネルギー原単位が高くなるという問題があった。
そこで、本願発明者らは、エネルギー原単位を低減するために、製鋼工程で生成された溶融状態の製鋼スラグ(以下、溶融スラグという)を凝固させることなく処理でき、かつ、作業効率および生産性を向上するために、溶融スラグの還元処理を連続的に実行できる方法について鋭意検討した。
溶融スラグを電気炉内の溶鉄上に投入すれば、冷間スラグを加熱溶融させる場合よりもエネルギー原単位を抑制できる。しかし、溶融スラグを電気炉内の溶鉄上に投入する際、溶融スラグが溶鉄と急激に反応して突沸する現象(スラグフォーミング)が発生する。スラグフォーミングが激しく発生すると、溶融スラグが電気炉から溢れ出す現象(オーバーフロー)が発生する場合もある。従って、オーバーフローの発生を防止するために、その原因であるスラグフォーミングの発生を抑制する必要がある。
還元炉(転炉等)では、溶融スラグと溶鉄間の反応により還元反応が促進され、溶鉄中のCが溶融スラグ中のFeOを還元する。そのため、還元力を向上させるためには、脱炭及び加炭を繰り返す必要があるので、作業効率が低下する。これに対し、電気炉での還元反応は、溶融スラグと溶鉄間の反応よりも、溶融スラグ中の鉄分(FeO)と炭素分(C)との反応が支配的であることが分かった。それゆえ、電気炉を用いた場合、溶鉄中のC濃度が1.5質量%程度と低い場合であっても、加炭なしで、溶融スラグの還元処理を行うことが可能であり、作業効率を向上できることが判明した。従って、還元炉に代えて、電気炉を用いることは、溶融スラグの投入時におけるスラグフォーミングの発生を抑制する対策の一つとなると考えられる。
しかし、電気炉内の溶鉄中のC濃度が高い場合も考えられる。そこで、本願発明者らは、この場合であっても、溶融スラグ投入時におけるスラグフォーミングの発生を抑制可能であり、かつ、脱炭及び加炭処理なしで、高い作業効率で溶融スラグを適切に還元処理できる方法について鋭意検討し、実験を重ねた。
その結果、溶融スラグ投入時におけるスラグフォーミングの発生を抑制することで、オーバーフローの発生を防止するという観点から、以下の(a)及び(b)に記載の方法を採用することが好適であることが判明した。
(a)流動性を有する高温の溶融スラグを、電気炉に直接投入するのではなく、電気炉に隣接配置されたスラグ保持炉に一旦保持する。そして、上記オーバーフローが発生しないように溶融スラグの注入量を調整しながら、スラグ保持炉から電気炉内に溶融スラグを徐々に注入する。
(b)電気炉内の溶鉄層上に溶融スラグ層(好ましくは、不活性な還元スラグ層)を緩衝帯として予め形成しておき、その溶融スラグ層にスラグ保持炉から溶融スラグを注入する。
このようにスラグ保持炉を用いて、溶融スラグの注入量を調整しながら電気炉内の溶融スラグ層上に溶融スラグを注入することで、溶融スラグの注入中に急激なスラグフォーミングが発生することを抑制できるとともに、脱炭及び加炭を行うことなく、電気炉において連続的に溶融スラグの還元処理を実行することが可能となる。
ところで、上記の電気炉では、溶融スラグの還元処理に伴って、CO等を含む排ガスや粉塵が発生する。このような排ガスや粉塵の漏洩を防ぐために、電気炉の内圧は負圧に維持する必要がある。しかしながら、電気炉における排ガスの発生量は、例えば溶融スラグの注入量やスラグ還元処理の進行などに伴って変動する。従って、排ガスの排気量が一定である場合、排ガスの発生量が増加したときに電気炉の内圧が上昇し、負圧を維持できなくなる可能性がある。また、排ガスの発生量が減少すると電気炉の内圧が大きく低下し、過剰な粉塵が排気経路まで吸い込まれる可能性がある。これに対して、例えばダンパなどを用いて排ガスの排気量を調節することによって電気炉の内圧を調節することも考えられるが、排ガスの発生量に応じてダンパの開度を細かく制御することは必ずしも容易ではない。
本発明は、上記問題に鑑みてなされたものであり、溶融スラグの還元処理を実行する電気炉における排ガスの発生量の変動に応じて電気炉の内圧を容易に調節することが可能な排ガス処理方法および排ガス処理設備を提供することにある。
本発明は、上記課題を解決して係る目的を達成するために、以下の手段を採用する。
(1)本発明の一態様に係る排ガス処理方法は、製鋼工程で生成された溶融スラグをスラグ保持炉に投入し、前記スラグ保持炉から、溶鉄層と前記溶鉄層上に形成された溶融スラグ層とを収容する電気炉内に、前記溶融スラグを注入し、前記電気炉にて前記溶融スラグを連続的に還元して、前記溶融スラグ中の有価物を前記溶鉄層中に回収するスラグ処理プロセスにおける排ガス処理方法であって、前記電気炉で発生した排ガスを前記スラグ保持炉内に導気するとともに、前記スラグ保持炉内に酸素含有ガスを供給することによって前記排ガス中の可燃性成分を燃焼させ、前記燃焼後の排ガスを前記スラグ保持炉から排気管を経由して吸引装置まで導気し、前記排気管の途中に設けられた開口部から前記排気管内に外気を導入することによって前記電気炉の内圧を調節し、前記開口部に設けられる開口面積変更手段を用いて、前記電気炉の内圧の変動に応じて前記開口部の面積を変更する。
(2)上記(1)に記載の排ガス処理方法において、さらに、前記開口部と前記吸引装置との間に設けられた外気導入口から前記排気管内に外気を導入することによって前記排気管内の排ガスを冷却してもよい。
(3)上記(2)に記載の排ガス処理方法において、前記開口部と前記吸引装置との間における前記排気管内の排ガスの温度の変動に応じて前記外気導入口から導入される外気の流量を変更してもよい。
(4)本発明の一態様に係る排ガス処理設備は、製鋼工程で生成された溶融スラグをスラグ保持炉に投入し、前記スラグ保持炉から、溶鉄層と前記溶鉄層上に形成された溶融スラグ層とを収容する電気炉内に、前記溶融スラグを注入し、前記電気炉にて前記溶融スラグを連続的に還元して、前記溶融スラグ中の有価物を前記溶鉄層中に回収するスラグ処理プロセスに用いられる排ガス処理設備であって、前記スラグ保持炉内に酸素含有ガスを供給する酸素供給手段と、前記スラグ保持炉に接続された排気管と、前記排気管を通じて前記スラグ保持炉内の排ガスを吸引する吸引装置と、前記排気管の途中に設けられた開口部と、前記電気炉の内圧を検出する圧力検出手段と、前記電気炉の内圧の変動に応じて前記開口部の面積を変更する開口面積変更手段とを備え、前記電気炉で発生した排ガスを前記スラグ保持炉内に導気するとともに、前記スラグ保持炉内で前記酸素含有ガスを用いて前記排ガス中の可燃性成分を燃焼させ、該燃焼後の排ガスを前記排気管を経由して排気するとともに、前記開口部から前記排気管内に外気を導入することによって前記電気炉の内圧を調節する。
(5)上記(4)に記載の排ガス処理設備において、前記開口面積変更手段が、前記排気管に周設され前記排気管の軸方向に沿って摺動することによって前記開口部の少なくとも一部を覆うことが可能なスリーブを含んでいてもよい。
(6)上記(4)または(5)に記載の排ガス処理設備が、前記開口部と前記吸引装置との間の前記排気管に設けられる外気導入口をさらに備えていてもよい。
(7)上記(6)に記載の排ガス処理設備が、前記開口部と前記吸引装置との間における前記排気管内の排ガスの温度を検出する温度検出手段と、前記検出された温度に応じて前記外気導入口から導入される外気の流量を制御する外気流量制御手段とをさらに備えていてもよい。
 上記態様によれば、溶融スラグの還元処理を実行する電気炉における排ガスの発生量の変動に応じて電気炉の内圧を容易に調節することができる。
本発明の第1の実施形態に係るスラグ処理プロセスを示す工程図である。 本発明の第1の実施形態に係るスラグ処理設備の全体構成を示す模式図である。 本発明の第1の実施形態に係るスラグ保持炉(保持姿勢)を示す縦断面図である。 本発明の第1の実施形態に係るスラグ保持炉(注入姿勢)を示す縦断面図である。 本発明の第1の実施形態に係る排ガス処理設備の構成を示す模式図である。 本発明の第2の実施形態に係る排ガス処理設備の構成を示す模式図である。 本発明の第2の実施形態における圧力指示制御器の制御方法の例を示すフローチャートである。 本発明の第2の実施形態における温度指示制御器の制御方法の例を示すフローチャートである。 本実施例のスラグ注入工程における排ガス発生量(電気炉1における排ガスg1の発生量)と経過時間との関係を示すグラフである。 本実施例のスラグ注入工程におけるスリット幅(スリット58の幅)と経過時間との関係を示すグラフである。 本実施例のスラグ注入工程における電気炉1の内圧と経過時間との関係を示すグラフである。 本実施例のスラグ注入工程における排ガス温度(排ガスg3の温度)と経過時間との関係を示すグラフである。 本実施例のスラグ注入工程におけるダンパ開度(ダンパ65の開度)と経過時間との関係を示すグラフである。 本実施例の間隔工程における排ガス発生量(電気炉1における排ガスg1の発生量)と経過時間との関係を示すグラフである。 本実施例の間隔工程におけるスリット幅(スリット58の幅)と経過時間との関係を示すグラフである。 本実施例の間隔工程における電気炉1の内圧と経過時間との関係を示すグラフである。
以下に添付図面を参照しながら、本発明の好適な実施の形態について詳細に説明する。なお、本明細書および図面において、実質的に同一の機能構成を有する構成要素については、同一の符号を付することにより重複説明を省略する。
[1.第1の実施形態]
 [1.1.スラグ処理プロセスの概要]
 まず、図1を参照して、本発明の第1の実施形態に係るスラグ処理プロセスの概要を説明する。図1は、本発明の第1の実施形態に係るスラグ処理プロセスを示す工程図である。
図1に示すように、製銑工程(S1)で高炉を用いて溶銑が製造され、製鋼工程(S2)で転炉等を用いて銑鉄が鋼に精錬される。この製鋼工程(S2)は、溶銑中の硫黄、燐、炭素等を除去する脱硫工程(S3)、脱燐工程(S4)、及び脱炭工程(S5)を含む。また、製鋼工程(S2)は、溶鋼中に残った水素等の気体や硫黄等を除去して成分調整を行う二次精錬工程(S6)と、連続鋳造機で溶鋼を鋳造する鋳造工程(S7)とを含む。
上記製鋼工程(S2)では、転炉内で、酸化カルシウムを主成分とするフラックスを用いて溶銑が精錬される。この際、転炉内に吹き込まれた酸素により溶銑中のC、Si、P、Mn等が酸化されて酸化物が生成される。それらの酸化物が酸化カルシウムと結び付くことにより、スラグが生成される。また、脱硫工程(S3)、脱燐工程(S4)、及び脱炭工程(S5)では、それぞれ成分の異なるスラグ(脱硫スラグ、脱燐スラグ、脱炭スラグ)が生成される。
以下では、上記製鋼工程(S2)で生成されるスラグを製鋼スラグと総称する。製鋼スラグには、脱硫スラグ、脱燐スラグ、及び脱炭スラグも含まれる。また、以下では、高温の溶融状態にある製鋼スラグを溶融スラグと称し、同様に、溶融状態にある脱硫スラグ、脱炭スラグ、及び脱燐スラグを、それぞれ、溶融脱硫スラグ、溶融脱燐スラグ、及び溶融脱炭スラグと称する。
スラグ処理工程(S10)では、上記製鋼工程(S2)で生成された溶融スラグを、転炉から電気炉に搬送し、電気炉内で連続的に還元溶融改質を行う。これにより、溶融スラグ中の有価物(Fe、P等の有価元素)を溶融スラグ層の下層である溶鉄層に回収する。この際、電気炉内では、溶融スラグ中のFe、P等の酸化物の還元処理や、溶融スラグから粒鉄(鉄分)を分離する処理、溶融スラグの塩基度の調整処理などが行われる。
この結果、溶融スラグから分離された燐分等を含む高燐溶鉄が回収されるとともに、製鋼スラグである溶融スラグが還元及び改質されて、高炉スラグ相当の高品質の還元スラグが回収される。この還元スラグは、製鋼スラグと比べて低膨張性を有するため、セメント原料、細骨材、セラミック製品等に有効にリサイクルすることができる。
さらに、溶融スラグから回収された高燐溶鉄に対して脱燐処理(S11)を施して、高燐溶鉄中のPを酸化させて溶融スラグ中に移行させることで、高燐溶鉄が高燐酸スラグと溶鉄とに分離される。高燐酸スラグは、燐酸肥料や燐酸原料等としてリサイクルすることができる。また、溶鉄は、製鋼工程(S2)にリサイクルされ、転炉等に投入される。
なお、上記電気炉に収容する溶鉄として、高炉から出銑された溶銑を脱Si処理した溶銑を用いると、高燐溶銑に対して脱燐処理(S11)を施すことで、低珪素溶銑が得られるため、そのまま転炉へリサイクル可能である。
以上、本実施形態に係るスラグ処理プロセスの概要について説明した。本プロセスは、上記製鋼工程(S2)で生成される種々の溶融スラグのうち、溶融脱燐スラグを処理対象物として用いることが好ましい。溶融脱燐スラグは、溶融脱炭スラグよりも低温であるが、粒鉄や燐酸を多く含有している。このため、溶融脱燐スラグを、酸化処理ではなく、還元処理によって溶融改質することで、本プロセスによる有価元素(Fe、P等)の回収効率が高くなる。そこで、以下の説明では、主に溶融脱燐スラグを処理対象物として用いる例について説明する。しかし、本発明の溶融スラグとしては、溶融脱燐スラグに限定されず、溶融脱硫スラグ、溶融脱炭スラグ等、製鋼工程(S2)で発生する任意の製鋼スラグを使用することが可能である。
[1.2.スラグ処理設備の構成]
 続いて、図2を参照して、上記スラグ処理プロセスを実現するためのスラグ処理設備について説明する。図2は、本発明の第1の実施形態に係るスラグ処理設備の全体構成を示す模式図である。
図2に示すように、スラグ処理設備は、電気炉1と、電気炉1の斜め上方に配置されるスラグ保持炉2とを備える。また、スラグ保持炉2へ溶融スラグ4を投入するために、スラグ鍋3を用いており、このスラグ鍋3は製鋼工程(S2)で使用される転炉(図示せず)とスラグ保持炉2との間を往復移動することができる。転炉から排出された溶融スラグ4はスラグ鍋3に投入される。スラグ鍋3は、転炉からスラグ保持炉2まで溶融スラグ4を搬送した後、スラグ保持炉2内に溶融スラグ4を投入する。スラグ保持炉2は、溶融スラグ4を貯留して保持することもでき、その保持した溶融スラグ4を電気炉1に連続的または間欠的に注入する。
なお、スラグ保持炉2内に保持される溶融スラグ4は、完全に溶融状態にある必要はなく、スラグ保持炉2から電気炉1に注入可能な流動性を有していればよい。すなわち、溶融スラグ4の一部が溶融し、残部が凝固している場合であっても、全体として流動性を有していればよい。
電気炉1は、炭材等の還元材および改質材などの副原料を用いて、溶融スラグ4を還元及び改質する。電気炉1は、このように溶融スラグ4を溶融及び還元するための還元型の電気炉であり、例えば、固定式の直流電気炉から構成される。電気炉1の外殻は、炉底11、炉壁12及び炉蓋13から構成されている。炉蓋13には、スラグ保持炉2から溶融スラグ4を受け入れるためのスラグ注入口14が形成されている。このように、電気炉1は、スラグ注入口14を除いては密閉された構造となっており、炉内空間を保温できるようになっている。
電気炉1の中央には、上部電極15と炉底電極16が上下に対向配置されている。この上部電極15と炉底電極16との間に電圧を印加し、上部電極15と炉底電極16との間でアーク放電を発生させることで、溶融スラグ4を還元する。なお、図2に示すように、上部電極15として中空電極を用いることにより、原料投入装置を別個に設置することなく、中空電極の内部を通じて副原料をアークスポットに投入可能となる。
電気炉1の炉壁12には、還元スラグを排出するための出滓口17と、溶鉄を排出するための出湯口18とが設けられている。出滓口17は、溶鉄層6上の溶融スラグ層5に対応する高さ位置に配置され、出湯口18は、炉底側の溶鉄層6に対応する高さ位置に配置される。
また、図2では、電気炉1に原料供給装置31、32、33がすべて設けられる場合を例示している。原料供給装置31は、鉄スクラップ、直接還元鉄(DRI)等の含鉄材料を電気炉1内に供給する場合に設けられる。また、原料供給装置33は、鉄分を含有するダスト粉等の微粉状の含鉄材料(例えばFeO粉)を、上部電極15(中空電極)を通じて電気炉1内に供給する場合に設けられる。これにより、電気炉1内でこれらの含鉄材料を溶融させてリサイクルできる。また、原料供給装置32は、溶融スラグ4の還元処理に必要な還元材および改質材等の副原料を供給するために必要であり、ここでは上部電極15を通じて電気炉1内に供給する場合について例示している。還元材としては、例えば、コークス粉、無煙炭粉、グラファイト粉などの微粉状の炭材が用いられる。また、改質材は、主に溶融スラグ4に含まれるSiO、AlまたはMgOの濃度を調整するための副原料である。このような改質材として、例えば、珪砂、フライアッシュ、MgO粉、廃耐火物粉などを使用できる。
引き続き図2を参照して、上記構成の電気炉1を用いた溶融スラグ4の還元処理について説明する。
まず、電気炉1内に、種湯として、相当量の溶鉄(例えば、高炉から搬送された溶銑)を溶鉄層6として予め収容しておく。溶鉄のC濃度は通常1.5質量%~4.5質量%である。電気炉1において、溶鉄のC濃度(質量%)と、還元処理後の溶融スラグ4(還元スラグ)のトータルFe濃度(T.Fe)(質量%)とは相関することが本発明者らの実験により確認されている。例えば、溶鉄のC濃度が3質量%を超えると、溶融スラグ4中の酸化物の還元が促進され、還元スラグのトータルFe濃度を1質量%以下に低減できることができる。従って、還元スラグに要求されるトータルFe濃度に応じて、溶鉄層6の溶鉄のC濃度を調整しておくことが好ましい。
次いで、電気炉1に電力を供給して連続稼働させた上で、電気炉1の還元処理能力(例えば、電気炉1に対する単位時間あたり電力供給量)に応じた量の溶融スラグ4を、スラグ保持炉2から電気炉1内に注入する。電気炉1内に注入された溶融スラグ4は、溶鉄層6上に溶融スラグ層5を形成する。さらに、上記還元材(炭材)や改質材等の副原料も、例えば、上部電極15を通じて電気炉1内の溶融スラグ層5に連続的に投入する。また、電気炉1内では、溶鉄層6の温度が例えば1400℃~1550℃、溶融スラグ層5の温度が例えば1500℃~1650℃となるように制御される。この温度制御は、溶融スラグ4の供給量を調整することや、単位時間あたりの電力供給量が一定となる範囲内で電力供給量を調整することで実施できる。
この結果、電気炉1内で、上部電極15と炉底電極16との間に発生するアーク熱により、溶融スラグ層5中の溶融スラグ4の還元反応が進行する。この還元処理では、溶融スラグ4に含まれる酸化物(FeO、P等)が、溶融スラグ層5中の炭材のCにより還元されて、Fe及びPが生成される。これらFe及びPは、溶融スラグ層5から炉底側の溶鉄層6(溶鉄)に移行する。一方、余剰炭材のCは溶鉄層6に移行せず、溶融スラグ層5中に懸濁する。また、上記還元処理では、溶融スラグ4中のスラグ成分が改質材により改質される。
上記の還元処理においては、電気炉1に注入された溶融スラグ4に含まれるFeOは、溶鉄層6中の溶鉄に含まれるCよりも、溶融スラグ層5中の炭材のCと優先的に反応する(下記反応式(1)を参照)。
FeO+C→Fe+CO↑    …(1)
つまり、投入された炭材のCは、溶鉄層6に移行せず溶融スラグ層5に懸濁するので、溶鉄層6と溶融スラグ層5の界面で、上記反応式(1)に基づく還元反応は起きにくい。このため、溶融スラグ層5の内部で、上記反応式(1)に基づく還元反応が優先的に進行し、この還元反応によって生成された還元鉄(Fe)は溶鉄層6に移行する。
このように、電気炉1による還元処理では、溶融スラグ層5中のFeOと溶鉄層6中のCとの反応よりも、溶融スラグ層5中のFeOとCとの反応の方が支配的である。従って、電気炉1内に溶融スラグ4を注入したときに、溶鉄層6上の溶融スラグ層5が、注入された溶融スラグ4と溶鉄層6の溶鉄との反応に対する緩衝帯となるので、溶融スラグ4が溶鉄と急激に反応することを抑制できる。
つまり、溶融スラグ4を、FeO濃度の低い溶融スラグ層5に注入することにより、注入される溶融スラグ4のFeO濃度を希釈して低減できるとともに、注入される溶融スラグ4と溶鉄層6の溶鉄との直接的な接触を抑制できる。よって、スラグ保持炉2から電気炉1への溶融スラグ4の注入時に、溶融スラグ4が溶鉄と急激に反応することに起因する突沸現象(スラグフォーミング)を抑制でき、その結果、溶融スラグ4が電気炉1の外部に溢れ出す現象(オーバーフロー)を回避できる。
上記のようにして、電気炉1内の溶融スラグ層5に注入された溶融スラグ4に含まれる酸化物が還元処理されて、溶融スラグ4からFe及びPが溶鉄層6に回収されるとともに、溶融スラグ4のスラグ成分が改質される。従って、溶融スラグ4の注入後、還元処理が進行すれば、溶融スラグ層5の成分は、溶融スラグ4(製鋼スラグ)から還元スラグ(高炉スラグ相当の高品質スラグ)に徐々に改質されていく。還元スラグに改質された溶融スラグ層5は、よりFeO濃度の低い緩衝帯となるので、新たに溶融スラグ4をスラグ保持炉2から溶融スラグ層5に注入する際に、スラグフォーミングの発生をより確実に抑制できる。
また、上記還元処理が進行すれば、Feが溶鉄中に移行するため、溶鉄層6の層厚も徐々に増加していく。
 なお、溶融スラグ層5の層厚は、緩衝帯としての機能を発現させるという観点から、100mm~600mmが好ましく、100mm~800mmがより好ましい。このため、溶融スラグ4を注入して溶融スラグ層5の層厚が所定の層厚に達した場合には、出滓口17を開放して、溶融スラグ層5の還元スラグを電気炉1の外部に排出する。また、溶鉄層6の界面が出滓口17に近づいた場合には、出湯口18を開放して、溶鉄層6の溶鉄(例えば高P溶銑)を排出する。このように、電気炉1の出滓口17から還元スラグが、間欠的に排出及び回収される。また、電気炉1の出湯口18から溶鉄が、間欠的に排出及び回収される。これにより、電気炉1内では、溶融スラグ4の還元処理を、中断することなく継続することができる。
また、上記電気炉1の稼働中(すなわち、還元処理中)には、炭材のCを用いて溶融スラグ4の酸化物を還元することにより、COおよびH等を含む高温の排ガスが発生する。例えば、酸化鉄を還元する場合、上記反応式(1)に基づく還元反応により、COガスが生成される。この排ガスは、電気炉1のスラグ注入口14を通じてスラグ保持炉2内に流入し、スラグ保持炉2内を排気経路として外部に排出される。このように、密閉型の電気炉1を用いると共に、スラグ保持炉2を排ガスの排気経路として利用することで、電気炉1内の雰囲気は、還元反応により生じるCOガスと、炭材(還元材)から生じるHとを主成分とする還元雰囲気に維持される。従って、溶融スラグ層5の表面で酸化反応が発生することを防止できる。
[1.3.スラグ保持炉の構成]
 次に、図3および図4を参照して、本実施形態に係るスラグ保持炉2の構成について詳述する。図3は、本実施形態に係るスラグ保持炉2(保持姿勢)を示す縦断面図である。図4は、本実施形態に係るスラグ保持炉2(注入姿勢)を示す縦断面図である。
図3に示すように、スラグ保持炉2は、耐熱性の容器であり、高温の溶融スラグ4を保持し、電気炉1に注入する機能を有する。このスラグ保持炉2は、溶融スラグ4を保持するとともに、電気炉1への溶融スラグ4の注入量を調整可能な構造であり、かつ、電気炉1で発生した排気ガスの排気経路としても機能する。スラグ保持炉2は、溶融スラグ4を貯留及び保持するためのスラグ保持炉本体20(以下、炉本体20という)と、炉本体20内の溶融スラグ4を電気炉1に注入するための注ぎ口部21とを備えている。
炉本体20は、下部壁22、側壁23及び上部壁24から構成された密閉型の容器であり、溶融スラグ4を貯留するための内部空間を有する。下部壁22は、鉄皮22aおよびその外側の断熱材22bと、鉄皮22aの内側の内張耐火物22cとから構成されている。そのため、下部壁22は、優れた強度および耐熱性を有する。なお、側壁23及び上部壁24の内面にも内張耐火物が施されている。
炉本体20の炉蓋27側の上部には、ガス排出口25及びスラグ投入口26が設けられている。ガス排出口25は、上記電気炉1の排ガスを排出するための排気口であり、後述する排気管55に接続される。排気管55に接続されたブロワ56などの吸引装置によって、スラグ保持炉2の内圧が負圧に維持される。スラグ投入口26は、スラグ保持炉2の上方に設置されたスラグ鍋3から炉本体20内に溶融スラグ4を投入するための開口である。このスラグ投入口26には開閉式の炉蓋27が設置されている。スラグ鍋3から炉本体20へ溶融スラグ4が投入される時には、炉蓋27が開放される。一方、スラグ鍋3から炉本体20へ溶融スラグ4が投入されない間は、炉蓋27が閉められてスラグ投入口26が閉塞される。その結果、炉本体20内へ外気が進入することを防ぐことができると共に、炉本体20の内部温度を一定温度に維持することができる。
注ぎ口部21は、炉本体20の電気炉1側に設けられた筒状部分である。注ぎ口部21の内部空間は、炉本体20から電気炉1に溶融スラグ4を注入するためのスラグ注入路28として使用される。注ぎ口部21の先端部には、スラグ注入路28と連通する注ぎ口29が設けられている。スラグ保持炉2の上下方向におけるスラグ注入路28の長さと、スラグ保持炉2の幅方向(図3の紙面垂直方向)におけるスラグ注入路28の長さは、炉本体20の内部空間と比べて、短くなっている。スラグ注入路28は、注入方向前方に向かうにつれて下方に湾曲している。また、炉本体20の内部空間も注ぎ口部21側に向かうにつれて徐々に狭くなっている。炉本体20および注ぎ口部21の形状を上記のような形状に設定することで、炉本体20内の溶融スラグ4を電気炉1に注入する際に、溶融スラグ4の注入量を正確に調整することができる。
スラグ保持炉2の注ぎ口部21は、電気炉1のスラグ注入口14に連結されている。図3及び図4に示すように、電気炉1のスラグ注入口14は、スラグ保持炉2の注ぎ口部21よりも大きい。すなわち、本実施形態では、注ぎ口部21の外壁面とスラグ注入口14の内壁面との間に隙間が存在する状態で、注ぎ口部21の先端がスラグ注入口14内に挿入された連結構造を採用している。なお、注ぎ口部21とスラグ注入口14との間の連結構造は、本実施形態に限定されず、注ぎ口部21とスラグ注入口14とがベローズ等によって気密に連結された連結構造、または、注ぎ口部21とスラグ注入口14との隙間に充填材が詰められた連結構造などを採用することができる。
上記のスラグ保持炉2の構造によると、炉蓋27を閉めた状態で、ブロワ56などの吸引装置(図5参照)を稼働させると、スラグ保持炉2の内圧が負圧になる。スラグ保持炉2の内圧が負圧の時、スラグ保持炉2は、電気炉1で発生した排ガスの排気経路として機能する。すなわち、電気炉1内の還元処理により発生したCOおよびH等を含む排ガスは、図3の矢印で示すように、電気炉1のスラグ注入口14およびスラグ保持炉2の注ぎ口部21を通じて、内圧が負圧に維持されたスラグ保持炉2の炉本体20内に流入する。スラグ保持炉2の内圧が負圧に維持されているため、電気炉1とスラグ保持炉2の連結部の隙間から外気が進入することはあっても、電気炉1内の排ガスが上記の隙間から外部に漏洩することはない。さらに、スラグ保持炉2内に流入した排ガスは、炉本体20内を通じてガス排出口25から排出される。このようにスラグ保持炉2から排出された排ガスは、後述する排ガス処理設備(図示せず)によって処理される。
また、スラグ保持炉2の炉本体20の下部側には、傾動装置40が設けられている。傾動装置40は、スラグ保持炉2を注ぎ口部21側に傾動させて、炉本体20内の溶融スラグ4を注ぎ口部21から電気炉1内に注入する機能を有する。この傾動装置40は、シリンダ41と、支持部材42、43と、傾動軸44と、台車45を備える。
シリンダ41は、例えば油圧シリンダで構成され、スラグ保持炉2を傾動させるための動力を発生させる。シリンダ41の上端は、炉本体20の下部壁22においてスラグ保持炉2を電気炉1側に傾動可能に離間した位置に連結されている。シリンダ41の下端は、台車45の上面に連結されている。傾動軸44は、スラグ保持炉2の注ぎ口部21の下方に設けられ、スラグ保持炉2の傾動動作の中心軸として機能する。支持部材42、43は、傾動軸44周りに相互に回動可能に連結されている。支持部材42の上端は、注ぎ口部21の下部側に連結されている。支持部材43の下端は、台車45の上面に連結されている。これらのシリンダ41と、支持部材42及び43と、傾動軸44とによって、スラグ保持炉2が傾動可能に支持されている。
上記のような構造を有する傾動装置40により、傾動軸44を中心としてスラグ保持炉2を傾動させることにより、スラグ保持炉2の姿勢を、保持姿勢(図3)と注入姿勢(図4)とのいずれか一方に変化させることが可能である。スラグ保持炉2の姿勢が保持姿勢に維持されている場合、図3に示すように、溶融スラグ4がスラグ保持炉2から電気炉1に注入されることなく、炉本体20内に保持される。一方、スラグ保持炉2の姿勢が注入姿勢に維持されている場合、図4に示すように、溶融スラグ4がスラグ保持炉2から電気炉1に注入される。
スラグ保持炉2の姿勢を保持姿勢から注入姿勢に変えるときには、シリンダ41を伸張させて、炉本体20の後部を持ち上げ、傾動軸44を中心としてスラグ保持炉2を電気炉1側に傾動させる。これにより、図4に示すように、炉本体20に対して注ぎ口部21の位置が相対的に低くなるので、炉本体20内に保持されている溶融スラグ4が、注ぎ口部21側に向かって流動し、スラグ注入路28を通じて注ぎ口29から流下し、電気炉1内に注ぎ込まれる。このとき、シリンダ41の伸張長さを制御して、スラグ保持炉2の傾動角度を調整することで、溶融スラグ4の注入量を調整することができる。
一方、スラグ保持炉2の姿勢を注入姿勢から保持姿勢に変えるときには、シリンダ41を収縮させて、炉本体20のシリンダ側の高さを保持姿勢の高さに戻す。これにより、図3に示すように、炉本体20に対して注ぎ口部21の位置が相対的に高くなり、炉本体20内の溶融スラグ4の液面がスラグ注入路28よりも低くなるので、溶融スラグ4が電気炉1へ注入されずに炉本体20内に保持される。
また、台車45は、傾動装置40を移動可能に支持する。台車45を用いてスラグ保持炉2を後退または前進させることで、スラグ保持炉2の検査、交換または補修等を容易に行うことが可能となる。
以上のように、傾動装置40を用いてスラグ保持炉2を傾動させることで、溶融スラグ4を電気炉1に間欠的に注入したり、その注入量を調整したりすることが可能になる。電気炉1への溶融スラグ4の注入時には、注入された溶融スラグ4が電気炉1内の溶鉄と急激に反応してオーバーフローが発生しないように、傾動装置40を用いて溶融スラグ4の注入量を適切に調整(すなわち、スラグ保持炉2の傾動角度を調整)しながら、溶融スラグ4を間欠的に注入することが好ましい。溶融スラグ4の注入時に、溶融スラグ4の注入速度が速すぎると、電気炉1内でスラグフォーミングが発生し、その結果、オーバーフローが発生する場合がある。この場合は、傾動装置40によりスラグ保持炉2の傾動角度を小さくすることで、溶融スラグ4の注入を一時停止するか、または、溶融スラグ4の注入量を低下させることで、電気炉1内での溶融スラグ4と溶鉄との反応を抑制することが好ましい。
また、上記スラグ保持炉2による単位時間あたりの溶融スラグ4の注入量は、電気炉1の還元処理能力に応じて決定される。電気炉1の還元処理能力は、電気炉1に対する単位時間あたりの電力供給量、例えば、電気炉1の上部電極15と炉底電極16との間に電圧が印加されて電流が流れることによって消費される電力量に依存する。そこで、溶融スラグ4の還元処理に必要な電力原単位と、上部電極15と炉底電極16との間に印加される電圧と、それら電極間に流れる電流とによって計算される電力量に基づいて、単位時間あたりの溶融スラグ4の注入量を決定すればよい。
なお、図3および図4に示された酸素ガス供給ノズル51については、排ガス処理設備の構成としてこの後詳しく説明する。
[1.4.排ガス処理設備の構成]
続いて、図5を参照して、上記スラグ処理設備に付帯する排ガス処理設備について説明する。図5は、本実施形態に係る排ガス処理設備の構成を示す模式図である。
図5に示すように、排ガス処理設備50は、スラグ保持炉2に設置された酸素ガス供給ノズル51と、スラグ保持炉2のガス排出口25に接続された排気管55と、排気管55を通じてスラグ保持炉2内の排ガスを吸引するブロワ56と、ブロワ56を経た排気管55の終点に設けられる集塵機57とを備えている。なお、ブロワ56は、本発明の実施形態における吸引装置の一例であり、他の実施形態ではブロワ56以外の吸引装置が用いられてもよい。
上述のように、電気炉1内で酸化鉄の還元反応によって生成されたCO等を含む排ガスg1は、電気炉1のスラグ注入口14を通じてスラグ保持炉2内に導気される。酸素ガス供給ノズル51は、スラグ保持炉2内に酸素ガスを供給する酸素供給手段である。これによって、スラグ保持炉2内で、下記反応式(2)に基づく燃焼(酸化反応)が生じ、COがCOに変化する。ここで、酸素ガス供給ノズル51による酸素ガスの供給量を、電気炉1におけるCOガスの発生量に応じて適切に制御することにより、排ガスg1中の可燃性成分であるCOガスを完全燃焼させることができる。排ガスg1に含まれるCOガスの完全燃焼によって発生するCOガスは、排ガスg2としてガス排出口25から排気管55内に排出される。
2CO+O→2CO   …(2)
本実施形態では、排ガスg1中のCOガスを完全燃焼させるために、スラグ保持炉2のガス排出口25に近い排気管55に分析計52が設置されている。この分析計52は、濃度指示制御器53に接続されている。分析計52は、排気管55内の排ガスg2の成分を分析して、CO濃度とO濃度とを算出する。濃度指示制御器53は、分析計52によって測定されたCO濃度およびO濃度に応じて、酸素ガス供給ノズル51への酸素ガスの供給量を制御する。より具体的には、濃度指示制御器53は、排気管55内でのCO濃度がほぼ0%となり、且つO濃度が0%よりも大きく可能な限り0%に近い値になるように、酸素ガス供給ノズル51への酸素ガスの供給量を弁54などを用いて制御する。
例えば、分析計52によって測定されたCO濃度が0%よりも大きい場合、濃度指示制御器53は酸素ガス供給ノズル51への酸素ガスの供給量を増加させることにより、COガスをスラグ保持炉2内で完全燃焼させ、COガスが排気管55内に流入することを防ぐ。また、分析計52によって測定されたO濃度が0%を大きく超えて所定の許容範囲を上回っている場合、濃度指示制御器53は酸素ガス供給ノズル51への酸素ガスの供給量を減少させることにより、過剰な酸素ガスの供給によってスラグ保持炉2が不必要に冷却されるのを防止する。例えば、O濃度の許容範囲は5%以下に設定することが好ましい。
なお、スラグ保持炉2から電気炉1への溶融スラグ4の注入が開始される場合、または、注入される溶融スラグ4の量が増加する場合には、濃度指示制御器53は、先行して酸素ガス供給ノズル51への酸素ガスの供給量を増加させ、電気炉1で発生するCOガスの増加に備えてもよい。溶融スラグ4の注入量に関する情報は、例えばスラグ保持炉2の傾動角の制御によって溶融スラグ4の注入量を制御する制御手段(図示せず)から濃度指示制御器53に提供されてもよい。また、濃度指示制御器53に代えて、分析計52の出力値及び溶融スラグ4の注入状況を監視しているオペレータが、酸素ガス供給ノズル51を手動操作することによって、上記のような酸素ガスの供給量の制御を実行してもよい。
なお、酸素ガス供給ノズル51から供給される酸素ガスは、本発明の実施形態における酸素含有ガスの一例である。酸素含有ガスは、酸素を含有しているガスであればよく、例えば、本実施形態のように酸素のみを含有する酸素ガスであってもよいし、酸素ガスと他のガス(例えば窒素ガス)との混合ガスであってもよい。
上述のように、電気炉1で発生した排ガスg1はスラグ保持炉2内に排出され、スラグ保持炉2内の排ガスg2は排気管55を通じてブロワ56によって吸引される。排気管55の出口側でブロワ56が十分な量の排ガスg3を吸引することによって、電気炉1の内圧は負圧になる。既に述べたように、COを含む排ガスg1及び粉塵の漏洩を防止しつつ、過剰な粉塵がスラグ保持炉2や排気管55などの排気経路まで吸い込まれることを防ぐために、電気炉1の内圧は適切な範囲の負圧に維持されることが望ましい。ところが、電気炉1における排ガスg1の発生量は、溶融スラグ4の注入量や還元処理の進行などに伴って変化するため、排ガスg1の発生量に応じて電気炉1の内圧を調節する必要がある。
 本実施形態では、上記のような条件下で電気炉1の内圧を適切な範囲の負圧に調節するための手段として、排気管55の途中にスリット58が設けられる。
スリット58は、排気管55の全周、または全周のうちの一部分がスリット状に切り欠かれることによって形成される開口部である。スリット58において排気管55内の排ガスg2は外気と接している。ブロワ56によって排気管55内は負圧に維持されているため、スリット58を介して外気(図5における符号air1)が排気管55内に流れ込む。従って、スリット58の後段の排気管55bでブロワ56によって吸引される排ガスg3には、スラグ保持炉2から排出されてスリット58の前段の排気管55aを流れてきた排ガスg2と、スリット58から流入した外気air1とが含まれる。なお、スリット58は、排気管55内を負圧に維持することが可能な程度の、十分に小さい幅(開口面積)で形成される。
ここで、スリット58から排気管55内に流入する外気air1の流量は、排気管55a内を流れてスリット58に到達する排ガスg2の流量に対して相補的に変動することが、本発明者らの実験により確認されている。例えば、ブロワ56による排ガスg3の吸気量が100Nm/hである場合、排ガスg2の流量が80Nm/hであれば、外気air1の流量は20Nm/hになる。また、同じ場合、排ガスg2の流量が70Nm/hであれば、外気air1の流量は30Nm/hになる。
このようなスリット58の作用によって、電気炉1における排ガスg1の発生量が増加した場合には、排気管55aを流れる排ガスg2の流量も増加するため、スリット58から流入する外気air1の流量は減少する。従って、ブロワ56による排ガスg3の吸引力の多くが排ガスg2の吸引力としても作用する。その結果、電気炉1からの排ガスg1の排気能力を高く維持することができるので、ブロワ56の吸引力が一定の条件であるにもかかわらず、排ガスg1の量が増加した場合に、電気炉1の内圧が上昇することを防ぐことができる。一方、電気炉1における排ガスg1の発生量が減少した場合には、排気管55aを流れる排ガスg2の流量も減少するため、スリット58から流入する外気air1の流量は増加する。従って、ブロワ56による排ガスg3の吸引力が排ガスg2と外気air1とに分散する。その結果、電気炉1からの排ガスg1の排気能力を抑制することができるので、ブロワ56の吸引力が一定の条件であるにもかかわらず、排ガスg1の量が減少した場合に、電気炉1の内圧が低下することを防ぐことができる。上記のように、本実施形態に係る排ガス処理設備50によると、電気炉1の内圧をほぼ一定の負圧に維持することができる。
これに対して、スリット58に代えて、例えば排気管55内にダンパを設置することによって、ブロワ56による排ガスの吸気量を調節することも可能である。しかしながら、その場合、排ガスg1の発生量に応じてダンパの開度をきめ細かく調整するという煩雑な制御が必要になる。本実施形態では、排気管55の途中にスリット58のような開口部を設けて外気air1を導入することによって、ブロワ56による排ガスg2の吸気量を一定に調節している。上述のように、スリット58から流入する外気air1の流量は排ガスg2の流量に応じて自動的に調節されるため、スリット58の開度をきめ細かく変更するという制御は不要である。
なお、上記の説明では、本発明の実施形態において排気管55内に外気air1を導入する開口部の一例として、排気管55の全周にわたって設けられるスリット58を例示したが、開口部の例はスリット58には限られない。例えば、他の実施形態では、開口部として、排気管55の周面の一部、例えば全周の1/3や1/4などの範囲で、円形や矩形など任意の形状の孔が設けられてもよい。
[2.第2の実施形態]
 次に、本発明の第2の実施形態に係る排ガス処理設備について説明する。なお、本実施形態の構成は、以下で説明する点を除いては上述した第1の実施形態と実質的に同一であるため、第1の実施形態と同一の構成要素については詳細な説明を省略する。
[2.1.排ガス処理設備の構成]
 まず、図6を参照して、本実施形態に係る排ガス処理設備について説明する。図6は、本実施形態に係る排ガス処理設備の構成を示す模式図である。
図6に示すように、排ガス処理設備60では、排気管55の途中に、スリット58とともにスリーブ61が設けられる。スリーブ61は、排気管55に周設され、排気管55の軸方向に沿って摺動することによってスリット58の少なくとも一部を覆うことが可能である。スリーブ61が摺動してスリット58を覆うにつれてスリット58の幅は狭くなり、スリット58によって形成される開口部の面積は小さくなる。逆に、スリット58を覆っていたスリーブ61が摺動してスリット58を開放するにつれてスリット58の幅は広くなり、スリット58によって形成される開口部の面積は大きくなる。このように、本実施形態では、スリーブ61が、スリット58によって形成される開口部の面積を変更する開口面積変更手段として機能する。
一例として、排気管55の内径が700mmの場合、スリーブ61がスリット58を覆っている面積が最小であり、スリット58が全開している場合(開度100%)のスリット58の幅は300mm程度が例示できる。この状態から、スリーブ61が摺動してスリット58を徐々に覆うことによって、スリット58の幅は、例えば、50mm~300mmの範囲で調節される。なお、この例において、スリーブ61と排気管55aの端部との間のクリアランスを確保するために、スリット58の最小幅が0mmではなく50mmに設定されている。しかしながら、他の実施形態では、スリーブ61がスリット58を完全に覆い、スリット58の幅を0mmに調節することが可能であってもよい。また、図6では、スリーブ61が排気管55b側に設けられているが、スリーブ61は排気管55a側に設けられてもよい。
上記の第1の実施形態で説明したように、スリット58を設けることによって、電気炉1における排ガスg1の発生量の変動に対応して電気炉1の内圧が調節される。ただし、第1の実施形態のようにスリット58の幅が固定されている場合、対応可能な排ガスg1の発生量の変動幅には限界がある。例えば、ブロワ56による排ガスg3の吸気量が100Nm/hである場合、第1の実施形態で説明したように排気管55aを流れる排ガスg2の流量が70Nm/h~80Nm/h程度であれば、スリット58の幅を変更することなく自動的に電気炉1の内圧をほぼ一定に維持することができると仮定する。この仮定において、排ガスg1の発生量がより大きく変動する場合(例えば、上記の仮定において、排ガスg1の発生量が大きく減少することに起因して、排ガスg2の流量が50Nm/h程度に減少する場合)、スリット58から流入する外気air1の流量は50Nm/hまでは増加しない。従って、排ガスg1の発生量が大きく変動する場合、ブロワ56による排ガスg3の吸引力が排ガスg2に集中することに起因して、電気炉1からの排ガスg1の排気能力が過剰になり、電気炉1の内圧が必要以上に低下するという問題がある。
そこで、本実施形態では、スリーブ61を摺動させることによって、上記のような場合にはスリット58の幅を広げ、一時的により多くの外気air1(上記の例でいえば50Nm/h程度)を流入させることによって、電気炉1の内圧が必要以上に低下するのを防止する。その後、排ガスg2の流量が例えば70Nm/h~80Nm/h程度まで回復した場合には、再びスリーブ61を摺動させてスリット58の幅を狭め、スリット58からの外気air1の流入を抑制する。その結果、電気炉1からの排ガスg1の排気能力が高く維持されるので、電気炉1の内圧が上昇するのを防止することができる。
本実施形態では、このようなスリット58の幅の調節を実現するために、電気炉1に圧力計62(圧力検出手段)が設置されている。圧力計62は圧力指示制御器63に接続されている。圧力計62は、電気炉1の内圧を測定する。圧力指示制御器63は、圧力計62によって測定された電気炉1の内圧に応じてスリーブ61を摺動させることによって、スリット58の幅を制御する。より具体的には、圧力指示制御器63は、電気炉1の内圧が高い場合には、駆動手段(図示せず)を制御することにより、スリーブ61を摺動させてスリット58の幅を狭める。その結果、電気炉1の内圧の上昇が抑制される。また、圧力指示制御器63は、電気炉1の内圧が低い場合には、上記駆動手段を制御することにより、スリーブ61を摺動させてスリット58の幅を広げる。その結果、電気炉1の内圧の低下が抑制される。なお、圧力指示制御器63によるスリーブ制御の詳細な例については後述する。
また、スラグ保持炉2から電気炉1への溶融スラグ4の注入が開始される場合、または、電気炉1に注入される溶融スラグ4の量が増加する場合、圧力指示制御器63は、先行してスリーブ61を摺動させてスリット58の幅を狭めることにより、電気炉1で発生する排ガスg1の増加に備えてもよい。溶融スラグ4の注入量に関する情報は、例えばスラグ保持炉2の傾動角の制御によって溶融スラグ4の注入量を制御する制御手段(図示せず)から圧力指示制御器63に提供される。あるいは、圧力指示制御器63に代えて、圧力計62の測定値及び溶融スラグ4の注入状況を監視するオペレータが、スリーブ61を手動操作することによって、スリット58の幅の調節が実行されてもよい。
さらに、排ガス処理設備60では、スリット58とブロワ56との間の排気管55bに外気導入口64が設けられてもよい。ブロワ56の吸引力によって排気管55b内は負圧に維持されているため、外気導入口64からも外気(air2)が排気管55b内に流れ込む。この外気air2が排気管55bを流れる排ガスg3と混合されることで、排ガスg3が冷却される。このような外気導入口64の作用によって、ブロワ56を介して集塵機57に到達する排ガスg3の温度を適切な範囲まで低下させることができる。しかし、排気管55b内を流れる排ガスg3の温度は、電気炉1における排ガスg1の発生量及びスリット58から流入する外気air1の流量などによって変動する。排ガスg3を適切な温度まで冷却するために必要な外気air2の量も、排ガスg1の発生量及び外気air1の流量などに起因して変動する。
そこで、外気導入口64には、外気air2の流量を調節するためのダンパ65が設けられている。排気管55bのブロワ56側の出口には、排気管55b内の排ガスg3の温度を検出する温度計66(温度検出手段)が設けられている。ダンパ65の開度は、温度計66に接続された温度指示制御器67によって制御される。ダンパ65及び温度指示制御器67は、排ガスg3の温度に応じて外気導入口64から導入される外気air2の流量を制御する外気流量制御手段として機能する。より具体的には、温度指示制御器67は、排気管55b内の排ガスg3の温度が高い場合には、ダンパ65の開度が大きくなるように、ダンパ65を制御する。その結果、外気air2の流量が増加するので、排ガスg3の冷却が促進される。また、温度指示制御器67は、排ガスg3の温度が低い場合には、ダンパ65の開度が小さくなるように、ダンパ65を制御する。その結果、外気air2の流量が減少するので、排ガスg3の冷却が抑制される。あるいは、ダンパ65を完全に閉じることにより、排気管55bへの外気air2の流入を停止させてもよい。このように、外気air2を導入しなくても排ガスg3が十分に冷却されているような場合には、外気air2の流量を減少させて、排ガスg3の温度が再び高くなったときに外気air2を流入させて排ガスg3を冷却できるように備えておくことが好ましい。なお、温度指示制御器67によるダンパ制御の詳細な例については後述する。
また、他の制御器と同様に、スラグ保持炉2から電気炉1への溶融スラグ4の注入が開始される場合、または、電気炉1に注入される溶融スラグ4の量が増加する場合、温度指示制御器67は、先行してダンパ65の開度を大きくすることにより、電気炉1で発生する排ガスg1の増加に備えてもよい。溶融スラグ4の注入量に関する情報は、例えばスラグ保持炉2の傾動角の制御によって溶融スラグ4の注入量を制御する制御手段(図示せず)から温度指示制御器67に提供される。あるいは、温度指示制御器67に代えて、温度計66の測定値及び溶融スラグ4の注入状況を監視しているオペレータが、ダンパ65を手動操作することによって、ダンパ65の開度調節が実行されてもよい。
さらに、排ガス処理設備60では、外気導入口64が設けられている場合、ブロワ56による吸引流量を調節するためのダンパ68がブロワ56の前段(上流側)に設けられていることが好ましい。ダンパ68の開度は、温度計66に接続された温度指示制御器69によって制御される。より具体的には、温度指示制御器69は、排気管55b内の排ガスg3の温度が上昇した場合にはダンパ68の開度が大きくなるように、ダンパ68を制御する。その結果、ブロワ56による吸引流量が増加する。また、温度指示制御器69は、排ガスg3の温度が低下した場合には、ダンパ68の開度が小さくなるように、ダンパ68を制御する。その結果、ブロワ56による吸引流量が減少する。なお、図6では、温度指示制御器67と温度指示制御器69とが、個別に設置されている場合を例示したが、一つの制御器として一体的に統合されていてもよい。
すなわち、排ガスg3の温度が上昇した場合には、排ガスg3が膨張するため、単位容積あたりのガス質量が減少する。その結果、ブロワ56への負荷が小さくなるので、ブロワ56による吸引流量を増加させることができる。したがって、ダンパ68の開度を大きくしてブロワ56による吸引流量を増加させることが可能となる。
一方、排ガスg3の温度が低下した場合には、排ガスg3が収縮するため、単位容積あたりのガス質量が増加する。その結果、ブロワ56への負荷が大きくなるので、ブロワ56による吸引流量を減少させるために、ダンパ68の開度を小さくしてブロワ56による吸引流量を減少させることが重要である。
[2.2.制御方法の例]
 (電気炉の内圧の制御)
 図7は、本発明の第2の実施形態における圧力指示制御器63の制御方法の例を示すフローチャートである。上述のように、圧力指示制御器63は、圧力計62によって測定された電気炉1の内圧に応じてスリーブ61を摺動させ、スリット58の幅を調節する。
図7に示すように、まず、圧力指示制御器63は、電気炉1の内圧が所定の上限値を上回るか否かを判定する(ステップS101)。ここで、電気炉1の内圧が上限値を上回る場合、圧力指示制御器63は、スリーブ61を摺動させて、スリット58の幅を狭める(ステップS103)。これによって、スリット58から流入する外気air1の流量が減少する。その結果、排ガスg1の排気能力が増強されるため、電気炉1の内圧が上限値を超えないように電気炉1の内圧を調整することができる。
ステップS101において電気炉1の内圧が上限値を上回っていない場合、圧力指示制御器63は、さらに、電気炉1の内圧が所定の下限値を下回るか否かを判定する(ステップS105)。ここで、電気炉1の内圧が下限値を下回る場合、圧力指示制御器63は、スリーブ61を摺動させて、スリット58の幅を広げる(ステップS107)。これによって、スリット58から流入する外気air1の流量が増加する。その結果、排ガスg1の排気能力が抑制されるため、電気炉1の内圧が下限値を下回らないように電気炉1の内圧を調整することができる。
ステップS105において電気炉1の内圧が下限値を下回っていない場合、すなわち電気炉1の内圧が上限値と下限値との間の適切な範囲に維持されている場合、圧力指示制御器63はスリーブ61を固定し、スリット58の幅を維持する。
(排ガスを冷却するための外気量の制御)
 図8は、本発明の第2の実施形態における温度指示制御器67の制御方法の例を示すフローチャートである。上述のように、温度指示制御器67は、温度計66によって測定された排気管55b内の排ガスg3の温度に応じて外気導入口64に設けられたダンパ65の開度を調節する。
図8に示すように、まず、温度指示制御器67は、排ガスg3の温度が所定の上限値を上回るか否かを判定する(ステップS201)。ここで、排ガス温度が上限値を上回る場合、温度指示制御器67は、ダンパ65を開く(ステップS203)。これによって、外気導入口64から流入する外気air2の流量が増加する。その結果、排ガスg3がより多くの外気air2によって冷却されるため、排ガスg3の温度が上限値を超えないように排ガスg3の温度を調整することができる。
上述の通り、排ガスg3の温度が上昇していることを、温度計66で検知した場合、温度指示制御器69によるダンパ68の制御によって、ブロワ56の前段に設けられたダンパ68の開度が大きくなる。つまり、ステップS201において排ガスg3の温度が上限値を上回ると判定された時点で、ダンパ68の開度が大きくなる。
また、ステップS203においてダンパ65も開かれることで、排ガスg3は冷却される。すなわち、排ガスg3の温度が上昇していることを、温度計66で検知した場合、温度指示制御器67によるダンパ65の制御によって、ダンパ65の開度も大きくなる。なお、オペレータが温度計66から得られた排ガスg3の温度測定結果に基づいて、ダンパ65の開度が適切な値になるように、ダンパ65を手動操作しても良い。
ステップS201において排ガスg3の温度が上限値を上回っていない場合、温度指示制御器67は、さらに、排ガスg3の温度が所定の下限値を下回るか否かを判定する(ステップS205)。ここで、排ガスg3の温度が下限値を下回る場合、温度指示制御器67は、ダンパ65を閉じる(ステップS207)。これによって、外気導入口64から流入する外気air2の流量が減少する。その結果、排ガスg3を冷却する効果が小さくなるので、排ガスg3の温度が下限値を下回らないように排ガスg3の温度を調整することができる。
ステップS205において排ガスg3の温度が下限値を下回っていない場合、すなわち排ガスg3の温度が上限値と下限値との間の適切な範囲に維持されている場合、温度指示制御器67はダンパ65の開度を維持する。
上記のように、第2の実施形態では、スリット58の幅の変更を可能にするスリーブ61を設けることによって、排ガスg1の発生量の変動が大きい場合であっても、電気炉1の内圧を適切な値に調節することが可能になる。なお、第2の実施形態でも、排ガスg1の発生量の変動が小さい場合には、第1の実施形態と同様にスリット58の幅を固定した状態で自動的に電気炉1の内圧を調整することが可能である。そのため、排ガスg1の発生量が大きく変動し、電気炉1の内圧が実際に上昇し始めた場合にのみ、スリーブ61を摺動させてスリット58の幅を変更してもよい。従って、例えばダンパなどを用いて排ガスの吸気量を調節する場合に比べれば、電気炉1の内圧の制御は格段に容易である。また、排ガスg1の発生量及びスリット58からの外気air1の流量がさらに大きく変動しても、外気導入口64に設けられたダンパ65の開度を変更することによって適切な温度に冷却された排ガスg3を、ブロワ56から集塵機57へと排気することができる。
なお、上記の第2の実施形態では開口面積変更手段として、排気管55の全周にわたって設けられたスリット58の幅を調節するスリーブ61が例示されたが、開口面積変更手段の例はスリーブ61には限られない。例えば、他の実施形態では、排気管55の周面の一部、例えば全周の1/3や1/4の範囲で設けられた任意の形状の孔(開口部)の少なくとも一部を覆うスライド式の蓋が設けられてもよい。この蓋は、例えば、排気管55の周方向、または排気管55の軸方向にスライドすることによって、上記の孔を覆う割合を調節可能である。
また、図6では濃度指示制御器53、圧力指示制御器63、温度指示制御器67、および温度指示制御器69がそれぞれ別々に図示されているが、これらの制御器が、例えばコンピュータを用いることによって、一つの制御器として一体的に統合されていてもよい。
また、スリット58及びスリーブ61は、可能な限り、排気管55におけるスラグ保持炉2に近い位置に配置されていることが好ましい。これにより、電気炉1の内圧の制御応答性を向上させることができる。さらに、スリット58が排気管55におけるスラグ保持炉2に近い位置に配置されていれば、スラグ保持炉2から排気管55に導入される排ガスg1が、高温のまま、スリット58から排気管55に導入される外気air1と混合される。その結果、排ガスg1に含まれる未燃焼ガスを、排気管55の内部で燃焼させることができる。
また、複数のスリット58を排気管55に沿って設けてもよい。この場合、スリーブ61の可動範囲を広げて、スリーブ61の位置制御によって、複数のスリット58の総開口面積を制御してもよい。または、複数のスリット58のそれぞれに対してスリーブ61を設けて、各スリーブ61の位置制御によって、複数のスリット58の総開口面積を制御してもよい。
次に、本発明の実施例について説明する。なお、以下の実施例は、本発明の実施可能性および効果を確認するために採用した条件例にすぎず、本発明は以下の実施例の条件に限定されない。
本実施例では、電気炉1として、密閉型の直流電気炉を用いた。溶融スラグ4としては、転炉から排出された溶融状態の溶融スラグを用いた。溶融スラグ4を、流動性を有する溶融状態のままスラグ保持炉2に投入した。さらに、電気炉1内に、約130トンの銑鉄から形成された溶鉄層6と、その溶鉄層6上に、還元処理された溶融スラグ4(つまり還元スラグ)から形成された約200mm厚みの溶融スラグ層5とが存在している条件下で、スラグ保持炉2から電気炉1内の溶融スラグ層5に溶融スラグ4を間欠的に注入した。より具体的には、スラグ保持炉2の姿勢を保持姿勢から注入姿勢へと変化させて、8.2トン~8.5トンの溶融スラグ4を電気炉1内に注入する工程(スラグ注入工程)を実施する。そして、スラグ保持炉2の姿勢を保持姿勢に戻した後、10分程度、保持姿勢を維持する工程(間隔工程)を実施する。上記のスラグ注入工程と間隔工程とを繰り返し実施することにより、電気炉1内で溶融スラグ4の還元処理を行った。この結果、スラグ注入中に急激なスラグフォーミングを発生させることなく、電気炉1において連続的かつ安定的に溶融スラグ4を還元処理することができた。
(スラグ注入工程)
 図9Aは、本実施例のスラグ注入工程における排ガス発生量(電気炉1における排ガスg1の発生量)と、経過時間との関係を示すグラフである。図9Bは、本実施例のスラグ注入工程におけるスリット幅(スリット58の幅)と経過時間との関係を示すグラフである。図9Cは、本実施例のスラグ注入工程における電気炉1の内圧と経過時間との関係を示すグラフである。スラグ注入工程の初期段階では、還元反応が急速に進行するため、図9Aに示すように、電気炉1における排ガスg1の発生量が処理の開始時点から時刻t1まで増加し続けた。この結果、図9Cに示すように、時刻t1の時点で電気炉1の内圧が所定の上限値(-10Pa)に達したため、圧力指示制御器63がスリーブ61を摺動させ、図9Bに示すようにスリット58の幅(開度)を40%から30%へと狭めた。これによってスリット58における外気air1の流入が抑制されるので、ブロワ56による排ガスg1の排気能力が増強される。その結果、図9Cに示すように、時刻t1以降、電気炉1の内圧は上限値から低下した後、ほぼ一定の値(-20Pa)に保たれた。このように、電気炉1の内圧が上限値に達するほどに排ガスg1の発生量が増加した場合、スリット58の幅を40%から30%に変化させることにより、電気炉1の内圧を自動的にほぼ一定の値に調節することができた。
ところが、図9Aに示すように、時刻t1以降、電気炉1における排ガスg1の発生量は徐々に減少し始め、時刻t2まで継続的に減少した。この結果、図9Cに示すように、電気炉1の内圧はほぼ一定に維持されていた値(-20Pa)から低下しはじめ、時刻t2の時点で所定の下限値(-30Pa)に達した。そこで、圧力指示制御器63は再びスリーブ61を摺動させ、図9Bに示すように、スリット58の幅(開度)を30%から40%へと再び広げた。これによってスリット58における外気air1の流入が促進されるので、ブロワ56による排ガスg1の排気能力が抑制される。その結果、図9Cに示すように、時刻t2以降、電気炉1の内圧は下限値から上昇し、再びほぼ一定の値(-20Pa)に保たれた。このように、電気炉1の内圧が下限値に達するほどに排ガスg1の発生量が減少した場合、スリット58の幅を30%から40%に変化させることで、電気炉1の内圧を自動的にほぼ一定の値に調節することができた。
図10Aは、本実施例のスラグ注入工程における排ガス温度(排ガスg3の温度)と、経過時間との関係を示すグラフである。図10Bは、本実施例のスラグ注入工程におけるダンパ開度(ダンパ65の開度)と経過時間との関係を示すグラフである。図9Bに示したように、本実施例のスラグ注入工程では、時刻t1の時点でスリット58の幅(開度)が40%から30%へと狭められた。この結果、排気管55bを流れる排ガスg3に含まれる外気air1の割合が低下したため、図10Aに示すように、排ガスg3の温度は時刻t1以降大きく上昇し、時刻t3において所定の上限値(90℃)に達した。そこで、図10Bに示すように、温度指示制御器67が、時刻t3の時点でダンパ65の開度を50%から70%へと変更した。これによって、外気導入口64から流入する外気air2の流量が増加することに起因して、排ガスg3がより多くの外気air2によって冷却される。その結果、図10Aに示すように、時刻t3以降、排ガスg3の温度は上限値から低下し、若干変動しつつも90℃未満の適切な範囲に維持された。
ところが、上記の通り、時刻t2の時点でスリット58の幅が30%から40%へと再び広げられた。この結果、排ガスg3に含まれる外気air1の割合が増加した。つまり、排ガスg3は、スリット58から流入した外気air1によってある程度冷却された後、外気導入口64から流入した外気air2によってさらに冷却されるようになった。従って、図10Aに示すように、排ガスg3の温度は時刻t2以降大きく低下し、時刻t4において所定の下限値(70℃)に達した。そこで、図10Bに示すように、温度指示制御器67が、時刻t4の時点でダンパ65の開度を70%から50%に戻した。これによって外気air2の流量が減少することに起因して、排ガスg3が過剰に冷却されなくなる。その結果、図10Aに示すように、時刻t4以降、排ガスg3の温度は下限値から上昇し、再び70℃~90℃の間の適切な範囲に維持された。
(スラグ注入の間隔工程)
 図11Aは、本実施例の間隔工程における排ガス発生量(電気炉1における排ガスg1の発生量)と、経過時間との関係を示すグラフである。図11Bは、本実施例の間隔工程におけるスリット幅(スリット58の幅)と経過時間との関係を示すグラフである。図11Cは、本実施例の間隔工程における電気炉1の内圧と経過時間との関係を示すグラフである。上記のスラグ注入工程の後、スラグ注入が休止される間隔工程では、電気炉1内での還元反応が安定化した。ただし、この間隔工程でも還元反応が完全に均一化されるわけではないため、図11Aに示すように、電気炉1における排ガスg1の発生量には若干の変動が発生した。これに対して、図11Bに示すように、スリット58の幅(開度)は40%に固定されていた。それでも、図11Cに示すように、圧力計62によって測定される電気炉1の内圧は、-20Paでほぼ一定であった。なお、この間隔工程では、ダンパ65の開度は50%に維持されており、排ガスg3の温度も大きく変化することはなかったため、排ガスg3の温度とダンパ65の開度との関係の図示は省略する。
以上の結果から、電気炉1における排ガスg1の発生量の変動が比較的大きい場合でも、電気炉1の内圧に応じてスリット58の幅を変更することによって、電気炉1の内圧をほぼ一定に調整できることが実証された。また、スリット58の幅の変更などが原因で、排気管55b内の排ガスg3の温度が変動した場合でも、ダンパ65の開度を排ガスg3の温度に応じて変更することによって、温度をほぼ一定に調整できることが実証された。さらに、電気炉1での還元反応が安定しており、排ガス発生量の変動が比較的小さい場合には、スリット58の幅を固定した状態で電気炉1の内圧をほぼ一定に調整できることが実証された。
以上、添付図面を参照しながら本発明の好適な実施形態について詳細に説明したが、本発明はかかる例に限定されない。本発明の属する技術の分野における通常の知識を有する者であれば、特許請求の範囲に記載された技術的思想の範疇内において、各種の変更例または修正例に想到しうることは明らかであり、これらについても、当然に本発明の技術的範囲に属するものと了解される。
1 電気炉
 2 スラグ保持炉
 3 スラグ鍋
 4 溶融スラグ
 5 溶融スラグ層
 6 溶鉄層
 14 スラグ注入口
 15 上部電極
 16 炉底電極
 17 出滓口
 18 出湯口
 50,60 排ガス処理設備
 51 酸素ガス供給ノズル
 52 分析計
 53 濃度指示制御器
 55 排気管
 56 ブロワ
 57 集塵機
 58 スリット
 61 スリーブ
 62 圧力計
 63 圧力指示制御器
 64 外気導入口
 65 ダンパ
 66 温度計
 67 温度指示制御器
 g1~g3 排ガス

Claims (7)

  1.  製鋼工程で生成された溶融スラグをスラグ保持炉に投入し、前記スラグ保持炉から、溶鉄層と前記溶鉄層上に形成された溶融スラグ層とを収容する電気炉内に、前記溶融スラグを注入し、前記電気炉にて前記溶融スラグを連続的に還元して、前記溶融スラグ中の有価物を前記溶鉄層中に回収するスラグ処理プロセスにおける排ガス処理方法であって、
     前記電気炉で発生した排ガスを前記スラグ保持炉内に導気するとともに、前記スラグ保持炉内に酸素含有ガスを供給することによって前記排ガス中の可燃性成分を燃焼させ;
     前記燃焼後の排ガスを前記スラグ保持炉から排気管を経由して吸引装置まで導気し;
     前記排気管の途中に設けられた開口部から前記排気管内に外気を導入することによって前記電気炉の内圧を調節し;
    前記開口部に設けられる開口面積変更手段を用いて、前記電気炉の内圧の変動に応じて前記開口部の面積を変更する;
    ことを特徴とする、排ガス処理方法。
  2.  さらに、前記開口部と前記吸引装置との間に設けられた外気導入口から前記排気管内に外気を導入することによって前記排気管内の排ガスを冷却することを特徴とする、請求項1に記載の排ガス処理方法。
  3.  前記開口部と前記吸引装置との間における前記排気管内の排ガスの温度の変動に応じて前記外気導入口から導入される外気の流量を変更することを特徴とする、請求項2に記載の排ガス処理方法。
  4.  製鋼工程で生成された溶融スラグをスラグ保持炉に投入し、前記スラグ保持炉から、溶鉄層と前記溶鉄層上に形成された溶融スラグ層とを収容する電気炉内に、前記溶融スラグを注入し、前記電気炉にて前記溶融スラグを連続的に還元して、前記溶融スラグ中の有価物を前記溶鉄層中に回収するスラグ処理プロセスに用いられる排ガス処理設備であって、
     前記スラグ保持炉内に酸素含有ガスを供給する酸素供給手段と;
     前記スラグ保持炉に接続された排気管と;
     前記排気管を通じて前記スラグ保持炉内の排ガスを吸引する吸引装置と;
     前記排気管の途中に設けられた開口部と;
     前記電気炉の内圧を検出する圧力検出手段と;
     前記電気炉の内圧の変動に応じて前記開口部の面積を変更する開口面積変更手段と;
     を備え、
     前記電気炉で発生した排ガスを前記スラグ保持炉内に導気するとともに、前記スラグ保持炉内で前記酸素含有ガスを用いて前記排ガス中の可燃性成分を燃焼させ、該燃焼後の排ガスを前記排気管を経由して排気するとともに、前記開口部から前記排気管内に外気を導入することによって前記電気炉の内圧を調節することを特徴とする、排ガス処理設備。
  5.  前記開口面積変更手段は、前記排気管に周設され前記排気管の軸方向に沿って摺動することによって前記開口部の少なくとも一部を覆うことが可能なスリーブを含むことを特徴とする、請求項4に記載の排ガス処理設備。
  6.  前記開口部と前記吸引装置との間の前記排気管に設けられる外気導入口をさらに備えることを特徴とする、請求項4または5に記載の排ガス処理設備。
  7.  前記開口部と前記吸引装置との間における前記排気管内の排ガスの温度を検出する温度検出手段と;
    前記検出された温度に応じて前記外気導入口から導入される外気の流量を制御する外気流量制御手段と;
    をさらに備えることを特徴とする請求項6に記載の排ガス処理設備。
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