WO2020255475A1 - 電解製錬炉 - Google Patents

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WO2020255475A1
WO2020255475A1 PCT/JP2020/004229 JP2020004229W WO2020255475A1 WO 2020255475 A1 WO2020255475 A1 WO 2020255475A1 JP 2020004229 W JP2020004229 W JP 2020004229W WO 2020255475 A1 WO2020255475 A1 WO 2020255475A1
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electrolytic
furnace
cathode
molten iron
connecting pipe
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PCT/JP2020/004229
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Inventor
信喜 宇多
小城 育昌
野間 彰
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三菱重工業株式会社
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    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
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Definitions

  • the present invention relates to an electrolytic refining furnace.
  • the present application claims priority with respect to Japanese Patent Application No. 2019-115568 filed in Japan on June 21, 2019, the contents of which are incorporated herein by reference.
  • heat treatment using a blast furnace has been widely used as a technique for refining iron ore.
  • iron ore as a metal material and coke as a reducing agent are burned in a furnace.
  • carbon contained in coke deprives iron of oxygen to generate heat, carbon monoxide, and carbon dioxide.
  • the heat of reaction melts the iron ore and produces pig iron.
  • pure iron is obtained by removing impurities from pig iron.
  • a voltage is applied with a pre-melted iron ore interposed between a plate-shaped anode substrate spreading in the horizontal direction and a cathode substrate.
  • oxygen is deposited on the anode substrate side, and molten iron (pure iron) is deposited on the cathode substrate side.
  • the anode substrate and the cathode substrate have a plate shape that spreads in the horizontal direction.
  • the space (area) occupied by the device becomes large.
  • the layout of the plant is limited.
  • the present invention has been made to solve the above problems, and an object of the present invention is to provide an electrorefining furnace in which the space is further reduced.
  • the electrolytic smelting furnace includes a plurality of electrolytic furnaces arranged in the vertical direction and an electrolytic furnace extending in the vertical direction, and the bottom surface of the upper electrolytic furnace among adjacent electrolytic furnaces is inside the lower electrolytic furnace.
  • the bottom surface of the electrolyzing furnace is inclined downward toward the connecting pipe, and is provided with a connecting pipe communicating with the electrolyzing furnace and electrodes provided in the electrolyzing furnace.
  • each electrolytic furnace is connected by a connecting pipe.
  • the bottom surface of the electrolytic furnace is inclined downward toward this connecting pipe. Therefore, the molten iron produced in each electrolytic furnace can be flowed into the connecting pipe by its own weight. As a result, electrolytic refining can proceed more smoothly. Further, since it is not necessary to provide another device for flowing the molten iron, the manufacturing cost and the maintenance cost can be reduced.
  • the electrodes form a plate shape that extends in the horizontal direction intersecting the vertical direction and the inclination direction of the bottom surface, and are arranged alternately at intervals in the thickness direction of the electrodes. It may have a plurality of anodes and cathodes.
  • the anode and the cathode form a plate and are arranged alternately at intervals in the thickness direction.
  • a large area of contact with the molten iron ore at the anode and the cathode can be secured.
  • the number of anodes and cathodes per unit area can be increased.
  • the amount of steelmaking can be further increased while saving space.
  • the molten iron deposited on the surface of the cathode can be allowed to flow down along the surface by its own weight. Therefore, it is not necessary to provide another device for recovering molten iron from the cathode. As a result, space can be further saved.
  • the electrodes form a plate shape that extends in the vertical direction and the inclined direction of the bottom surface, and a plurality of anodes that are alternately arranged at intervals in the thickness direction of the electrodes, and It may have a cathode.
  • the anode and the cathode form a plate, and are arranged alternately at intervals in the direction in which they intersect in the inclined direction of the bottom surface. That is, these anodes and cathodes have a plate shape that spreads in the flow direction of the molten iron ore. Therefore, these electrodes can reduce the possibility of impeding the flow of molten iron ore. As a result, the electrolytic refining can proceed more smoothly.
  • the electrode may have a rod-shaped cathode extending in the vertical direction and a tubular anode covering the cathode with a gap from the outer peripheral side.
  • the electrode has a rod-shaped cathode extending in the vertical direction and a tubular anode covering the cathode from the outer peripheral side.
  • the molten iron deposited on the surface of the cathode can flow down along the surface by its own weight. Therefore, it is not necessary to provide another device for recovering molten iron from the cathode. As a result, space can be further saved. Further, since the size and physique of each electrode is small, the number of electrodes per unit area can be further increased. As a result, the amount of steelmaking can be further increased while saving space.
  • the electrode In the electrolytic refining furnace, the electrode has a cathode extending along the bottom surface and an anode provided above the cathode at intervals and having an anode lower surface extending in an inclined direction of the bottom surface. May be good.
  • the cathode since the cathode extends along the bottom surface of the electrolytic furnace, the molten iron precipitated at the cathode can be immediately flowed toward the connecting pipe and recovered. As a result, the time and cost required for electrolytic refining can be reduced.
  • the electrolytic refining furnace may be provided only in the lowermost electrolytic furnace among the plurality of electrolytic furnaces, and may further include a discharge unit that guides molten iron generated by the electrolytic refining to the outside.
  • the discharge part is provided only in the lowermost electrolytic furnace.
  • the molten iron obtained in a plurality of electrolytic furnaces can be collectively taken out in one place.
  • the amount of steelmaking can be managed more easily.
  • the electrolytic refining furnace may be provided in a part of the connecting pipe and further provided with a throttle portion for reducing the flow path cross-sectional area of the connecting pipe.
  • the throttle portion is provided in a part of the connecting pipe, the flow rate of the molten iron flowing in the connecting pipe can be easily adjusted. As a result, it is possible to avoid overflow due to excessive flow of molten iron into the lower electrolytic furnace.
  • the electrolytic refining furnace may be further provided with a flow rate adjusting rod that is inserted into the connecting pipe and can move forward and backward in the vertical direction.
  • the flow path cross-sectional area of the connecting pipe can be changed by moving the flow rate adjusting rod in the vertical direction.
  • the flow rate of the molten iron flowing in the connecting pipe can be easily adjusted.
  • the electrolytic refining furnace may be further provided with a heating unit for heating the fluid flowing through the connection pipe and a cooling unit for cooling the fluid, which is provided in the connection pipe.
  • the viscosity of the molten iron is lowered by heating the fluid (molten iron) by the heating unit. Thereby, the fluidity of the molten iron can be adjusted in a direction of increasing.
  • the viscosity of the molten iron is increased by cooling the molten iron by the cooling unit. Thereby, the fluidity of the molten iron can be adjusted in a direction of decreasing.
  • the flow rate of molten iron in the connecting pipe can be maintained appropriately by freely changing the fluidity of molten iron by the heating unit and the cooling unit.
  • the electrolytic refining furnace may further include an introduction pipe formed of an insulating material and an iron ore supply unit that sends out iron ore into the introduction pipe while being inserted between the anode and the cathode. Good.
  • the introduction pipe is made of an insulating material, it is possible to reduce the risk that the anode and the cathode conduct with each other through the introduction pipe.
  • the electrolytic refining furnace may be provided in the electrolytic furnace and may further include a heater for heating the molten iron ore in the electrolytic furnace.
  • the temperature of the molten iron ore is maintained by heating the molten iron ore flowing in the electrolytic furnace with a heater. This makes it possible to reduce the possibility that the molten iron ore will solidify.
  • the electrolytic refining furnace 100 includes an electrolytic furnace 1, a connecting pipe 2, an electrode 3, a slag discharge unit 4, a molten iron discharge unit 5 (discharge unit), and the like. It is provided with a loading device 6.
  • the electrolytic furnace 1 stores molten iron ore produced by heating and melting iron ore. It is also possible to supply iron scrap to the electrolytic furnace 1 instead of iron ore.
  • the electrolytic furnace 1 has a first side wall 1S and a second side wall 1T extending in the vertical direction and facing each other in the horizontal direction, and a bottom surface 1B connecting the lower ends of the first side wall 1S and the second side wall 1T. ing.
  • the upper edge of the first side wall 1S and the upper edge of the second side wall 1T have the same position in the vertical direction.
  • the first side wall 1S has a smaller vertical dimension than the second side wall 1T.
  • the bottom surface 1B has a downward slope that inclines downward from the first side wall 1S toward the second side wall 1T in the horizontal direction.
  • the illustration of the other pair of side walls connecting the first side wall 1S and the second side wall 1T in the horizontal direction is omitted.
  • a plurality of electrolytic furnaces 1 configured in this way are arranged in the vertical direction.
  • a configuration in which three electrolytic furnaces 1 are arranged is shown, but the number of electrolytic furnaces 1 provided is not limited to this, and may be four or more.
  • the uppermost electrolytic furnace 1 is referred to as the first electrolytic furnace 110
  • the lowermost electrolytic furnace 1 is referred to as the third electrolytic furnace 130
  • the first electrolytic furnace 1 is used.
  • the electrolytic furnace 1 located between the 110 and the third electrolytic furnace 130 is referred to as the second electrolytic furnace 120.
  • These plurality of electrolytic furnaces 1 are arranged so that the inclination direction of the bottom surface 1B changes alternately from the upper side to the lower side. That is, in the pair of electrolytic furnaces 1 and 1 adjacent to each other in the vertical direction, the deepest part of the bottom surface 1B in the upper electrolytic furnace 1 (the part having the longest vertical dimension) is the deepest part of the bottom surface 1B in the lower electrolytic furnace 1. It overlaps with the shallow part (the part with the lowest vertical dimension) in the horizontal direction. More specifically, the tilting direction of the bottom surface 1B in the first electrolytic furnace 110 and the third electrolytic furnace 130 and the tilting direction of the bottom surface 1B in the second electrolytic furnace 120 are opposite to each other.
  • the plurality of electrolytic furnaces 1 are connected to each other by a connecting pipe 2.
  • the connecting pipe 2 forms a pipe line extending in the vertical direction.
  • the connecting pipe 2 communicates the bottom surface 1B of the upper electrolytic furnace 1 among the electrolytic furnaces 1 and 1 adjacent to each other in the vertical direction into the lower electrolytic furnace 1. More specifically, the connecting pipe 2 connects the edge on the second side wall 1T side of the bottom surface 1B of the upper electrolytic furnace 1 and the edge on the first side wall 1S side of the bottom surface 1B of the lower electrolytic furnace 1. doing.
  • an electrode 3 for electrolytically smelting molten iron ore Wm is provided in each electrolytic furnace 1.
  • the electrode 3 may have a function of heating and melting iron ore before melting.
  • the electrode 3 has an anode 3A and a cathode 3B.
  • the anode 3A and the cathode 3B both have a plate shape extending in the horizontal direction intersecting the vertical direction and the inclined direction of the bottom surface 1B.
  • the anode 3A and the cathode 3B are alternately arranged at intervals in the thickness direction of the anode 3A and the cathode 3B.
  • the reduction reaction proceeds in the molten iron ore Wm, and molten iron Wf (reduced iron) is deposited on the surface of the cathode 3B.
  • the molten iron Wf settles downward in the electrolytic furnace 1 due to its own weight, and is deposited on the bottom surface 1B.
  • the molten electrolytes Ws containing various electrolytes and slags containing no gas or iron component generated by the reduction reaction are distributed above the molten iron Wf in the electrolytic furnace 1.
  • the second side wall 1T of the electrolytic furnace 1 is provided with a slag discharge portion 4 for discharging the molten electrolyte Ws to the outside.
  • a slag discharge portion 4 for discharging the molten electrolyte Ws to the outside.
  • various pumps, valves, mechanical valves, switches, and the like are used as the slag discharge unit 4.
  • the discharge unit 5 is provided only in the lowermost electrolytic furnace 1 and is provided to guide the molten iron Wf generated by electrolytic refining to the outside.
  • the discharge unit 5 is also appropriately configured by a pump, a valve, a mechanical valve, a switch, or the like, similarly to the slag discharge unit 4 described above.
  • a charging device 6 for charging iron ore into the electrolytic furnace 1 is provided above each electrolytic furnace 1.
  • a loading device 6 a hopper, a screw feeder, or the like is used.
  • the operation of the electrolytic refining furnace 100 according to the present embodiment will be described.
  • molten iron Wf reduced iron
  • the molten iron Wf has a higher specific gravity than the molten electrolyte, slag, and the like, it flows downward along the surface of the cathode 3B as the amount of precipitation increases.
  • the molten iron Wf flowing down from the cathode 3B reaches the bottom surface 1B of the electrolytic furnace 1.
  • the bottom surface 1B is inclined downward toward the connecting pipe 2. Therefore, the molten iron Wf on the bottom surface 1B forms a flow toward the connecting pipe 2 along the bottom surface 1B.
  • the molten iron Wf that has flowed downward through the connecting pipe 2 flows into the other electrolytic furnace 1 located below.
  • molten iron Wf is also produced by the same reduction reaction as described above. Therefore, the molten iron Wf flowing from the upper electrolytic furnace 1 merges with the molten iron Wf in the lower electrolytic furnace 1 and then flows further toward the lower electrolytic furnace 1 through the connecting pipe 2. Such a cycle is continuously repeated up to the lowermost electrolytic furnace 1.
  • the molten iron Wf produced in all the electrolytic furnaces 1 is taken out to the outside through the discharge unit 5 provided in the lowermost electrolytic furnace 1.
  • slag or molten electrolyte is discharged to the outside through the slag discharge unit 4 as necessary. Taken out.
  • each electrolytic furnace 1 is connected by a connecting pipe 2. Further, the bottom surface 1B of the electrolytic furnace 1 is inclined downward toward the connecting pipe 2. Therefore, the molten iron Wf generated in each electrolytic furnace 1 can be flowed into the connecting pipe 2 by its own weight. As a result, electrolytic refining can proceed more smoothly. Further, since it is not necessary to provide another device for flowing the molten iron Wf, the manufacturing cost and the maintenance cost can be reduced.
  • the anode 3A and the cathode 3B form a plate and are alternately arranged at intervals in the thickness direction.
  • a large area where the anode 3A and the cathode 3B come into contact with the molten iron ore Wm can be secured.
  • the number of anodes 3A and 3B per unit area can be increased.
  • the amount of steelmaking can be further increased while saving space.
  • the anode 3A and the cathode 3B are spread in the vertical direction, the molten iron Wf deposited on the surface of the cathode 3B can flow down along the surface by its own weight. Therefore, it is not necessary to provide another device for recovering the molten iron Wf from the cathode 3B. As a result, space can be further saved.
  • the discharge unit 5 is provided only in the lowermost electrolytic furnace 1.
  • the molten iron Wf obtained in the plurality of electrolytic furnaces 1 can be collectively taken out in one place.
  • the amount of steelmaking can be managed more easily.
  • the first embodiment of the present invention has been described above. It should be noted that various changes and modifications can be made to the above configuration as long as the technical idea of the present invention is not deviated.
  • the shape of the electrode 3 is not limited to the above, and another configuration as shown in FIG. 3 can be adopted as another example.
  • the electrode 3' has a rod-shaped cathode 3B' that extends in the vertical direction and a tubular anode 3A' that covers the cathode 3B'with a gap from the outer peripheral side.
  • molten iron is deposited on the surface of the cathode 3B'.
  • the molten iron deposited on the surface of the cathode 3B' can be allowed to flow down along the surface by its own weight. Therefore, it is not necessary to provide another device for recovering molten iron from the cathode 3B'. As a result, space can be further saved. Further, since the size and physique of each electrode 3'is small, the number of electrodes 3'per unit area can be further increased. As a result, the amount of steelmaking can be further increased while saving space.
  • the shape of the electrode 23 is different from that of the first embodiment. Specifically, the electrode 23 has a plate shape that extends in the vertical direction and in the inclined direction of the bottom surface 1B.
  • the electrode 23 has an anode 23A and a cathode 23B that are alternately arranged at intervals in the thickness direction. In other words, the anode 23A and the cathode 23B are alternately arranged at intervals in a direction intersecting the inclination direction of the bottom surface 1B.
  • the anode 23A and the cathode 23B form a plate shape, and are arranged alternately at intervals in the direction intersecting the inclination direction of the bottom surface 1B. That is, the anode 23A and the cathode 23B have a plate shape that spreads in the flow direction of the molten iron ore Wm. Therefore, it is possible to reduce the possibility that the flow of the molten iron ore Wm is hindered by these electrodes 23. As a result, the electrolytic refining can proceed more smoothly.
  • the third embodiment of the present invention will be described with reference to FIG.
  • the same components as those of the above embodiments are designated by the same reference numerals, and detailed description thereof will be omitted.
  • the shape and arrangement of the electrodes 33 are different from those of the above-described embodiments.
  • the electrode 33 has a plate-shaped cathode 33B provided along the bottom surface 1B, and an anode 33A provided above the cathode 33B at intervals.
  • the anode 33A has a hexahedral shape.
  • the lower surface of the anode 33A (the lower surface Sa of the anode) extends in the inclined direction of the bottom surface 1B. In other words, the lower end of the anode 33A is inclined so as to be parallel to the bottom surface 1B.
  • the cathode 33B extends along the bottom surface 1B of the electrolytic furnace 1, the molten iron Wf precipitated at the cathode 33B can be immediately flowed toward the connecting pipe 2 and recovered. As a result, the time and cost required for electrolytic refining can be reduced.
  • FIG. 7 in the electrolytic refining furnace 400 according to the present embodiment, a drawing portion 7 is provided in a part of the connecting pipe 2 (position in the middle of extension).
  • the narrowing portion 7 is provided to locally reduce the cross-sectional area of the flow path of the connecting pipe 2.
  • the narrowing portion 7 has an annular shape protruding from the inner surface of the connecting pipe 2 toward the center of the flow path.
  • the throttle portion 7 is provided in a part of the connecting pipe 2, the flow rate of the molten iron Wf and the molten iron ore Wm flowing in the connecting pipe 2 can be easily adjusted. .. As a result, it is possible to avoid overflow due to excessive flow of molten iron Wf and molten iron ore Wm into the lower electrolytic furnace 1. Therefore, the electrolytic refining can proceed more smoothly. In addition, it enables the reduced iron, which has a high density, to flow down preferentially.
  • the electrolytic smelting furnace 500 has a flow rate adjusting rod 8 inserted in the connecting pipe 2 and a driving device M for moving the flow rate adjusting rod 8 up and down. Further prepared.
  • the flow rate adjusting rod 8 has a rod-shaped portion 81 extending in the vertical direction and a truncated cone portion 82 provided at one end of the rod-shaped portion 81.
  • the truncated cone portion 82 has a truncated cone shape that is convex downward.
  • the rod-shaped portion 81 has a cross-sectional area smaller than the flow path cross-sectional area of the connecting pipe 2.
  • the truncated cone portion 82 has a dimensional structure capable of closing the cross section of the flow path of the connecting pipe 2.
  • the flow rate adjusting rod 8 can be moved up and down in the connecting pipe 2 by the driving device M.
  • the drive device M has a bar M1 connected to the upper end of the flow rate adjusting rod 8 and a drive device main body M2 for moving the bar M1 in the vertical direction.
  • an electric actuator is preferably used.
  • the flow path cross-sectional area of the connecting pipe 2 can be changed by moving the flow rate adjusting rod 8 forward and backward in the vertical direction.
  • the flow rate of the molten iron and the molten iron ore flowing in the connecting pipe 2 can be easily adjusted.
  • the electrolytic refining furnace 600 further includes a heating unit 9A and a cooling unit 9B provided in the middle of the extension of the connecting pipe 2.
  • the heating unit 9A is a heater that heats the fluid flowing through the connecting pipe 2.
  • the cooling unit 9B is a cooler that cools the fluid flowing through the connecting pipe 2.
  • the viscosity of the fluid is lowered by heating the fluid (molten iron or molten iron ore) by the heating unit 9A.
  • the fluidity of the fluid can be adjusted in a higher direction.
  • the viscosity of the fluid is increased by cooling the fluid (molten iron or molten iron ore) by the cooling unit.
  • the fluidity of the fluid can be adjusted to decrease.
  • the flow rate of the fluid in the connecting pipe 2 can be maintained appropriately by freely changing the fluidity of the fluid by the heating unit 9A and the cooling unit 9B. As a result, for example, it is possible to avoid overflow due to excessive flow of molten iron or molten iron ore into the lower electrolytic furnace 1.
  • the electrolytic refining furnace 700 is an introduction pipe inserted between the plate-shaped anode 3A and the cathode 3B described in the first embodiment or the second embodiment. 10 and a screw feeder 11 as an iron ore supply unit for sending iron ore into the introduction pipe 10 are further provided.
  • the introduction pipe 10 has a tubular shape integrally formed of an insulating material. That is, the introduction tube 10 is electrically insulated from the anode 3A and the cathode 3B.
  • the screw feeder 11 sends the iron ore stored outside toward the inside of the introduction pipe 10 by rotating the screw provided inside. This iron ore is supplied between the anode 3A and the cathode 3B via the introduction pipe 10.
  • the introduction pipe 10 is made of an insulating material, it is possible to reduce the risk that the anode 3A and the cathode 3B are conducted through the introduction pipe 10.
  • the electrolytic refining furnace 800 further includes heaters H (upper heater H1 and lower heater H2) provided in each electrolytic furnace 1.
  • the upper heater H1 is provided above the liquid level in the electrolytic furnace 1 and has a plate shape extending in a horizontal plane.
  • the lower heater H2 is provided along the bottom surface 1B of the electrolytic furnace 1 and has a plate shape parallel to the inclination direction of the bottom surface 1B.
  • the heater H can be provided on the side surface of the electrolytic furnace 1.
  • the temperature of the molten iron ore is maintained by heating the molten iron ore flowing in the electrolytic furnace 1 with the heater H.
  • the upper heater H1 and the lower heater H2 can heat the molten iron ore from above and below. This makes it possible to reduce the possibility that the molten iron ore will solidify.
  • Electrolytic furnace 100,200,300,400,500,600,700,800 Electrolytic smelting furnace 1 Electrolytic furnace 1B Bottom 1S First side wall 1T Second side wall 2 Connection pipe 3,3', 23,33 Electrodes 3A, 3A', 23A , 33A Anode 3B, 3B', 23B, 33B Cathode 4 Slag discharge part 5 Discharge part (molten iron discharge part) 6 Input device 7 Squeezing part 8 Flow rate adjusting rod 9A Heating part 9B Cooling part 10 Introducing pipe 11 Screw feeder (iron ore supply part) H heater H1 Upper heater H2 Lower heater M Driver M1 Bar M2 Driver body Sa Anode lower surface Wf Molten iron Wm Molten iron ore

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Abstract

電解製錬炉は、上下方向に配列された複数の電解炉と、上下方向に延びて、互いに隣り合う電解炉のうち上方の電解炉の底面を下方の電解炉内に連通させる接続管と、電解炉にそれぞれ設けられた電極と、を備え、電解炉の底面は、接続管に向かって下り勾配で傾斜している。これにより、電解炉で生成された溶融鉄を、自重によって接続管に流動させることができる。

Description

電解製錬炉
 本発明は、電解製錬炉に関する。
 本願は、2019年6月21日に日本に出願された特願2019-115568号について優先権を主張し、その内容をここに援用する。
 例えば鉄鉱石を精錬するための技術として、これまで高炉による熱処理が広く用いられている。この方法では、金属材料となる鉄鉱石と、還元材としてのコークスとを炉内で燃焼させる。炉内ではコークス中に含まれる炭素が鉄から酸素を奪って熱と一酸化炭素、二酸化炭素を生じる。この反応熱によって鉄鉱石が溶融し、銑鉄が生成される。その後、銑鉄から不純物を除去することで純鉄が得られる。
 ここで、上記の方法は、コークスを含む大量の炭素を必要とすることから、一酸化炭素や二酸化炭素の発生量が大きくなる。近年の大気汚染対策の厳格化に伴って、これら炭素を含むガスの発生量が抑えられた精錬技術が求められている。このような技術の一例として、下記特許文献1に記載された電解製錬法が挙げられる。
 電解製錬法では、水平方向に広がる板状の陽極基板、及び陰極基板の間に予め溶融した鉄鉱石を介在させた状態で電圧を印加する。これにより、陽極基板側には酸素が析出し、陰極基板側には溶融鉄(純鉄)が析出する。
米国特許第8764962号明細書
 しかしながら、上記特許文献1に記載された装置では、陽極基板と陰極基板が水平方向に広がる板状をなしている。これにより、製鉄量の増加を図る場合、装置が占めるスペース(面積)が大きくなる。その結果、プラントのレイアウトが限定的となってしまう。
 本発明は上記課題を解決するためになされたものであって、より一層省スペース化された電解製錬炉を提供することを目的とする。
 本発明の一態様に係る電解製錬炉は、上下方向に配列された複数の電解炉と、上下方向に延びて、互いに隣り合う電解炉のうち上方の電解炉の底面を下方の電解炉内に連通させる接続管と、前記電解炉にそれぞれ設けられた電極と、を備え、前記電解炉の底面は、前記接続管に向かって下り勾配で傾斜している。
 上記構成によれば、複数の電解炉が上下方向に配列されている。これにより、水平方向における電解製錬炉のスペース(面積)の増加を回避しつつ、製鉄量をより大きく確保することができる。さらに、各電解炉は接続管によって接続されている。また、電解炉の底面はこの接続管に向かって下り勾配で傾斜している。したがって、各電解炉で生成された溶融鉄を、自重によって接続管に流動させることができる。その結果、より円滑に電解製錬を進めることができる。また、溶融鉄を流動させるための他の装置を設ける必要がないため、製造コストやメンテナンスコストを削減することもできる。
 上記電解製錬炉では、前記電極は、上下方向、及び前記底面の傾斜方向に交差する水平方向に広がる板状をなすとともに、該電極の厚さ方向に間隔をあけて交互に配列されている複数の陽極、及び陰極を有してもよい。
 上記構成によれば、陽極と陰極とが板状をなすとともに、厚さ方向に間隔をあけて交互に配列されている。これにより、陽極と陰極における溶融鉄鉱石と接触する面積を大きく確保することができる。言い換えると、単位面積当たりの陽極と陰極の数を増やすことができる。これにより、省スペース化を図りつつ、製鉄量をさらに増大させることができる。さらに、陽極、及び陰極が上下方向に広がっていることで、陰極表面に析出した溶融鉄を、自重によって当該表面に沿って流下させることができる。したがって、陰極から溶融鉄を回収するための他の装置を設ける必要がない。その結果、さらに省スペース化を図ることができる。
 上記電解製錬炉では、前記電極は、上下方向、及び前記底面の傾斜方向に広がる板状をなすとともに、該電極の厚さ方向に間隔をあけて交互に配列されている複数の陽極、及び陰極を有してもよい。
 上記構成によれば、陽極と陰極とが板状をなすとともに、底面の傾斜方向に交差する方向に間隔をあけて交互に配列されている。つまり、これら陽極と陰極は、溶融鉄鉱石の流動する方向に広がる板状をなしている。したがって、これら電極によって、溶融鉄鉱石の流動が妨げられる可能性を低減することができる。その結果、より円滑に電解製錬を進行させることができる。
 上記電解製錬炉では、前記電極は、上下方向に延びる棒状の陰極と、該陰極を外周側から隙間をあけて覆う筒状の陽極と、を有してもよい。
 上記構成によれば、電極は、上下方向に延びる棒状の陰極と、この陰極を外周側から覆う筒状の陽極とを有している。これにより、陰極の表面に析出した溶融鉄を、自重によって当該表面に沿って流下させることができる。したがって、陰極から溶融鉄を回収するための他の装置を設ける必要がない。その結果、さらに省スペース化を図ることができる。さらに、各電極の寸法体格が小さいため、単位面積当たりの電極の数をさらに増加させることができる。これにより、省スペース化を図りつつ、製鉄量をさらに増大させることができる。
 上記電解製錬炉では、前記電極は、前記底面に沿って広がる陰極と、該陰極の上方に間隔をあけて設けられ、前記底面の傾斜方向に広がる陽極下面を有する陽極と、を有してもよい。
 上記構成によれば、陰極が電解炉の底面に沿って広がっているため、当該陰極で析出した溶融鉄を直ちに接続管に向かって流動させ、回収することができる。これにより、電解製錬に要する時間、コストを削減することができる。
 上記電解製錬炉は、前記複数の電解炉のうち、最も下方の前記電解炉のみに設けられ、電解製錬によって生じた溶融鉄を外部に導く排出部をさらに備えてもよい。
 上記構成によれば、最も下方の電解炉のみに排出部が設けられている。これにより、複数の電解炉で得られた溶融鉄を一箇所にまとめて外部に取り出すことができる。その結果、製鉄量の管理をより容易に行うことができる。
 上記電解製錬炉は、前記接続管の一部に設けられ、該接続管の流路断面積を減少させる絞り部をさらに備えてもよい。
 上記構成によれば、接続管の一部に絞り部が設けられていることによって、当該接続管内を流通する溶融鉄の流量を容易に調節することができる。その結果、下方の電解炉に溶融鉄が過大に流れ込んでしまうことによるオーバーフローを回避することができる。
 上記電解製錬炉は、前記接続管に挿入されるとともに、上下方向に進退動可能な流量調整棒をさらに備えてもよい。
 上記構成によれば、流量調整棒を上下方向に進退動させることで、接続管の流路断面積を変化させることができる。これにより、当該接続管内を流通する溶融鉄の流量を容易に調節することができる。その結果、例えば、下方の電解炉に溶融鉄が過大に流れ込んでしまうことによるオーバーフローを回避することができる。
 上記電解製錬炉は、前記接続管に設けられ、該接続管を流通する流体を加熱する加熱部、及び流体を冷却する冷却部をさらに備えてもよい。
 上記構成によれば、加熱部によって流体(溶融鉄)を加熱することで当該溶融鉄の粘性が下がる。これにより、溶融鉄の流動性を高くなる方向に調節することができる。一方で、冷却部によって溶融鉄を冷却することで当該溶融鉄の粘性が上がる。これにより、溶融鉄の流動性を低くなる方向に調節することができる。このように、上記構成によれば、加熱部と冷却部によって溶融鉄の流動性を自在に変化させることで、接続管内における溶融鉄の流量を適正に保つことができる。
 上記電解製錬炉は、前記陽極と前記陰極との間に挿通されるとともに、絶縁材料で形成された導入管と、該導入管内に鉄鉱石を送り出す鉄鉱石供給部と、をさらに備えてもよい。
 上記構成によれば、導入管によって、陽極と陰極との間に鉄鉱石を供給することで、より多くの鉄鉱石を効率的に溶融させることができる。これにより、製鉄量をさらに増大させることができる。また、導入管が絶縁材料で形成されていることから、陽極及び陰極が導入管を介して導通してしまうリスクを低減することができる。
 上記電解製錬炉は、前記電解炉に設けられ、該電解炉内の溶融鉄鉱石を加熱するヒータをさらに備えてもよい。
 上記構成によれば、電解炉内を流通する溶融鉄鉱石をヒータで加熱することによって、当該溶融鉄鉱石の温度が維持される。これにより、溶融鉄鉱石が凝固してしまう可能性を低減することができる。
 本発明によれば、より一層省スペース化された電解製錬炉を提供することができる。
本発明の第一実施形態に係る電解製錬炉の構成を示す縦断面図である。 本発明の第一実施形態に係る電極の構成を示す断面図である。 本発明の第一実施形態に係る電極の変形例を示す斜視図である。 本発明の第二実施形態に係る電解炉の構成を示す断面図である。 本発明の第二実施形態に係る電解炉の構成を示す平面図である。 本発明の第三実施形態に係る電解炉の構成を示す断面図である。 本発明の第四実施形態に係る接続管の構成を示す拡大断面図である。 本発明の第五実施形態に係る電解製錬炉の構成を示す断面図である。 本発明の第六実施形態に係る電解製錬炉の構成を示す断面図である。 本発明の第七実施形態に係る電極の構成を示す拡大断面図である。 本発明の第八実施形態に係る電解製錬炉の構成を示す断面図である。
[第一実施形態]
 本発明の第一実施形態について、図1と図2を参照して説明する。図1に示すように、本実施形態に係る電解製錬炉100は、電解炉1と、接続管2と、電極3と、スラグ排出部4と、溶融鉄排出部5(排出部)と、投入装置6と、を備えている。
 電解炉1は、鉄鉱石を加熱溶融させることで生成される溶融鉄鉱石を貯留する。なお、鉄鉱石に代えて、鉄スクラップを電解炉1に供給することも可能である。電解炉1は、上下方向に延びるとともに水平方向に対向する第一側壁1S、及び第二側壁1Tと、これら第一側壁1S、及び第二側壁1Tの下端を接続する底面1Bと、を有している。第一側壁1Sの上側の端縁と第二側壁1Tの上側の端縁は、上下方向における位置が同一である。一方で、第一側壁1Sは、第二側壁1Tよりも上下方向の寸法が小さい。したがって、底面1Bは、水平方向に第一側壁1Sから第二側壁1Tに向かうに従って下方に傾斜する下り勾配となっている。なお、図1の例では、第一側壁1S、及び第二側壁1Tを水平方向に接続する他の一対の側壁の図示を省略している。
 このように構成された電解炉1が、上下方向に複数配列されている。図1の例では、3つの電解炉1が配列されている構成を示しているが、電解炉1の設けられる数はこれに限定されず、4つ以上であってもよい。以降の説明では、これら3つの電解炉1のうち、最も上方に位置する電解炉1を第一電解炉110とし、最も下方に位置する電解炉1を第三電解炉130とし、第一電解炉110と第三電解炉130の間に位置する電解炉1を第二電解炉120とする。これら複数の電解炉1は、底面1Bの傾斜方向が上方から下方に向かうに従って交互に変化するように配列されている。つまり、上下方向に隣り合う一対の電解炉1,1では、上方の電解炉1における底面1Bの最も深い部分(上下方向の寸法が最も長い部分)は、下方の電解炉1における底面1Bの最も浅い部分(上下方向の寸法が最も低い部分)と水平方向に重複している。より具体的には、第一電解炉110、及び第三電解炉130における底面1Bの傾斜方向と、第二電解炉120における底面1Bの傾斜方向とは互いに反対となっている。
 複数の電解炉1同士は、接続管2によって接続されている。接続管2は、上下方向に延びる管路を形成する。接続管2は、上下方向に互いに隣り合う電解炉1,1のうち、上方の電解炉1の底面1Bを、下方の電解炉1内に連通させる。より具体的には、接続管2は、上方の電解炉1の底面1Bにおける第二側壁1T側の端縁と、下方の電解炉1の底面1Bにおける第一側壁1S側の端縁とを接続している。
 各電解炉1内には、溶融鉄鉱石Wmを電解製錬するための電極3が設けられている。なお、電解製錬の機能に加えて、溶融前の鉄鉱石を加熱溶融させる機能を電極3が有してもよい。電極3は、陽極3Aと、陰極3Bとを有する。本実施形態では、陽極3A、及び陰極3Bは、いずれも上下方向、及び底面1Bの傾斜方向に交差する水平方向に広がる板状をなしている。陽極3A、及び陰極3Bは、自身の厚さ方向に間隔をあけて交互に配列されている。陽極3Aと陰極3Bの間に、図示しない電力源から供給された電圧が印加されることで、溶融鉄鉱石Wm内で還元反応が進行し、陰極3B表面に溶融鉄Wf(還元鉄)が析出する。溶融鉄Wfは自重によって電解炉1中を下方に向かって沈降し、底面1B上に堆積する。一方で、還元反応に伴って発生したガスや鉄成分を含まない各種の電解質やスラグを含む溶融電解質Wsは、電解炉1中で溶融鉄Wfの上方に分布する。
 電解炉1の第二側壁1Tには、この溶融電解質Wsを外部に排出するためのスラグ排出部4が設けられている。スラグ排出部4として、具体的には各種のポンプ、弁、メカニカルバルブ、及び開閉器等が用いられる。
 複数の電解炉1のうち、最も下方に位置する電解炉1のみに設けられている。排出部5は、最も下方の電解炉1のみに設けられ、電解製錬によって生じた溶融鉄Wfを外部に導くために設けられている。この排出部5も、上記のスラグ排出部4と同様に、ポンプ、又は弁、メカニカルバルブ、及び開閉器等によって適宜構成される。
 さらに、各電解炉1の上方には、鉄鉱石を電解炉1内に投入するための投入装置6が設けられている。投入装置6としては、ホッパーやスクリューフィーダー等が用いられる。
 次いで、本実施形態に係る電解製錬炉100の動作について説明する。図2に示すように、陽極3Aと陰極3Bとの間に電圧が印加されると、陰極3Bの表面に溶融鉄Wf(還元鉄)が析出する。この溶融鉄Wfは、溶融電解質やスラグ等に比べて比重が高いため、析出量の増加に伴って、陰極3Bの表面に沿って下方に流下する。陰極3Bから流下した溶融鉄Wfは、電解炉1の底面1Bに到達する。ここで、再び図1に示すように、底面1Bは、接続管2に向かって下り勾配で傾斜している。したがって、底面1B上の溶融鉄Wfは、当該底面1Bに沿って接続管2に向かう流れを形成する。
 接続管2を下方に向かって流れた溶融鉄Wfは、下方に位置する他の電解炉1内に流れ込む。当該他の電解炉1内でも、上記と同様の還元反応によって溶融鉄Wfが生成されている。したがって、上方の電解炉1から流れ込んだ溶融鉄Wfは、下方の電解炉1内の溶融鉄Wfと合流した後、接続管2を通じてさらに下方の電解炉1に向かって流れる。このようなサイクルが、最も下方の電解炉1に至るまで連続的に繰り返される。最終的に、全ての電解炉1で生成された溶融鉄Wfは、最も下方の電解炉1に設けられている排出部5を通じて外部に取り出される。なお、各電解炉1では、所定の純鉄量を取出した後で、且つ、所定の液深さに到達した場合は、必要に応じてスラグや溶融電解質が上記のスラグ排出部4を通じて外部に取り出される。
 上記構成によれば、複数の電解炉1が上下方向に配列されている。これにより、水平方向における電解製錬炉100のスペース(面積)の増加を回避しつつ、製鉄量をより大きく確保することができる。さらに、各電解炉1は接続管2によって接続されている。また、電解炉1の底面1Bはこの接続管2に向かって下り勾配で傾斜している。したがって、各電解炉1で生成された溶融鉄Wfを、自重によって接続管2に流動させることができる。その結果、より円滑に電解製錬を進めることができる。また、溶融鉄Wfを流動させるための他の装置を設ける必要がないため、製造コストやメンテナンスコストを削減することもできる。
 上記構成によれば、陽極3Aと陰極3Bとが板状をなすとともに、厚さ方向に間隔をあけて交互に配列されている。これにより、陽極3Aと陰極3Bとが溶融鉄鉱石Wmに接触する面積を大きく確保することができる。言い換えると、単位面積当たりの陽極3Aと陰極3Bの数を増やすことができる。これにより、省スペース化を図りつつ、製鉄量をさらに増大させることができる。さらに、陽極3A、及び陰極3Bが上下方向に広がっていることで、陰極3B表面に析出した溶融鉄Wfを、自重によって当該表面に沿って流下させることができる。したがって、陰極3Bから溶融鉄Wfを回収するための他の装置を設ける必要がない。その結果、さらに省スペース化を図ることができる。
 上記構成によれば、最も下方の電解炉1のみに排出部5が設けられている。これにより、複数の電解炉1で得られた溶融鉄Wfを一箇所にまとめて外部に取り出すことができる。その結果、製鉄量の管理をより容易に行うことができる。
 以上、本発明の第一実施形態について説明した。なお、本発明の技術思想を逸脱しない限りにおいて、上記の構成に種々の変更や改修を施すことが可能である。例えば上記第一実施形態では、電極3(陽極3A、陰極3B)を板状に形成している構成について説明した。しかしながら、電極3の形状は上記に限定されず、他の例として図3に示すような構成を採ることも可能である。同図の例では、電極3´は、上下方向に延びる棒状の陰極3B´と、この陰極3B´を外周側から隙間をあけて覆う筒状の陽極3A´と、を有する。陽極3A´と陰極3B´との間に電圧が印加されると、陰極3B´の表面に溶融鉄が析出する。
 上記構成によれば、陰極3B´の表面に析出した溶融鉄を、自重によって当該表面に沿って流下させることができる。したがって、陰極3B´から溶融鉄を回収するための他の装置を設ける必要がない。その結果、さらに省スペース化を図ることができる。さらに、各電極3´の寸法体格が小さいため、単位面積当たりの電極3´の数をさらに増加させることができる。これにより、省スペース化を図りつつ、製鉄量をさらに増大させることができる。
[第二実施形態]
 次に、本発明の第二実施形態について、図4と図5を参照して説明する。なお、上記の第一実施形態と同様の構成については同一の符号を付し、詳細な説明を省略する。本実施形態に係る電解製錬炉200では、電極23の形状が第一実施形態とは異なっている。具体的には、この電極23は、上下方向、及び底面1Bの傾斜方向に広がる板状をなしている。電極23は、厚さ方向に間隔をあけて交互に配列されている陽極23A、及び陰極23Bを有する。言い換えると、これら陽極23Aと陰極23Bとは、底面1Bの傾斜方向に交差する方向に間隔をあけて交互に配列されている。
 上記構成によれば、陽極23Aと陰極23Bとが板状をなすとともに、底面1Bの傾斜方向に交差する方向に間隔をあけて交互に配列されている。つまり、陽極23Aと陰極23Bは、溶融鉄鉱石Wmの流動する方向に広がる板状をなしている。したがって、これら電極23によって、溶融鉄鉱石Wmの流動が妨げられる可能性を低減することができる。その結果、より円滑に電解製錬を進行させることができる。
 以上、本発明の第二実施形態について説明した。なお、本発明の技術思想を逸脱しない限りにおいて、上記の構成に種々の変更や改修を施すことが可能である。
[第三実施形態]
 続いて、本発明の第三実施形態について、図6を参照して説明する。なお、上記の各実施形態と同様の構成については同一の符号を付し、詳細な説明を省略する。図6に示すように、本実施形態に係る電解製錬炉300では、電極33の形状、及び配置が上記の各実施形態とは異なっている。具体的には、電極33は、底面1Bに沿って設けられた板状の陰極33Bと、この陰極33Bの上方に間隔をあけて設けられた陽極33Aと、を有している。陽極33Aは、六面体形状をなしている。陽極33Aの下面(陽極下面Sa)は、底面1Bの傾斜方向に広がっている。言い換えると、陽極33Aの下端は、底面1Bに平行となるように傾斜している。
 上記構成によれば、陰極33Bが電解炉1の底面1Bに沿って広がっているため、当該陰極33Bで析出した溶融鉄Wfを直ちに接続管2に向かって流動させ、回収することができる。これにより、電解製錬に要する時間、コストを削減することができる。
 以上、本発明の第三実施形態について説明した。なお、本発明の技術思想を逸脱しない限りにおいて、上記の構成に種々の変更や改修を施すことが可能である。
[第四実施形態]
 次に、本発明の第四実施形態について、図7を参照して説明する。なお、上記の各実施形態と同様の構成については同一の符号を付し、詳細な説明を省略する。図7に示すように、本実施形態に係る電解製錬炉400では、接続管2の一部(延在中途の位置)に、絞り部7が設けられている。絞り部7は、接続管2の流路断面積を局所的に減少させるために設けられている。絞り部7は、接続管2の内面から、流路の中心に向かって突出する環状をなしている。
 上記構成によれば、接続管2の一部に絞り部7が設けられていることによって、当該接続管2内を流通する溶融鉄Wfや溶融鉄鉱石Wmの流量を容易に調節することができる。その結果、下方の電解炉1に溶融鉄Wfや溶融鉄鉱石Wmが過大に流れ込んでしまうことによるオーバーフローを回避することができる。したがって、より円滑に電解製錬を進行させることができる。また、密度が大きい、還元鉄が優先的に流下することを可能にする。
 以上、本発明の第四実施形態について説明した。なお、本発明の技術思想を逸脱しない限りにおいて、上記の構成に種々の変更や改修を施すことが可能である。
[第五実施形態]
 続いて、本発明の第五実施形態について、図8を参照して説明する。なお、上記の各実施形態と同様の構成については同一の符号を付し、詳細な説明を省略する。図8に示すように、本実施形態に係る電解製錬炉500は、接続管2内に挿入された流量調整棒8と、この流量調整棒8を上下方向に進退動させる駆動装置Mとをさらに備えている。流量調整棒8は、上下方向に延びる棒状部81と、この棒状部81の一端に設けられた円錐台部82と、を有している。円錐台部82は、下方に向かって凸となる円錐台形状をなしている。棒状部81は接続管2の流路断面積よりも小さな断面積を有している。円錐台部82は、接続管2の流路断面を閉塞することが可能な寸法体格とされている。流量調整棒8は、駆動装置Mによって接続管2内を上下方向に進退動可能とされている。駆動装置Mは、流量調整棒8の上端に接続されたバーM1と、このバーM1を上下方向に移動させる駆動装置本体M2と、を有している。駆動装置本体M2としては、例えば電動のアクチュエータが好適に用いられる。接続管2に対する流量調整棒8の挿入量を変化させることで、接続管2内の流体の流量が調整される。
 上記構成によれば、流量調整棒8を上下方向に進退動させることで、接続管2の流路断面積を変化させることができる。これにより、当該接続管2内を流通する溶融鉄や溶融鉄鉱石の流量を容易に調節することができる。その結果、例えば、下方の電解炉1に溶融鉄や溶融鉄鉱石が過大に流れ込んでしまうことによるオーバーフローを回避することができる。
 以上、本発明の第五実施形態について説明した。なお、本発明の技術思想を逸脱しない限りにおいて、上記の構成に種々の変更や改修を施すことが可能である。
[第六実施形態]
 次に、本発明の第六実施形態について、図9を参照して説明する。なお、上記の各実施形態と同様の構成については同一の符号を付し、詳細な説明を省略する。図9に示すように、本実施形態に係る電解製錬炉600は、接続管2の延在中途に設けられた加熱部9Aと、冷却部9Bとをさらに備えている。加熱部9Aは、接続管2を流通する流体を加熱するヒータである。冷却部9Bは、接続管2を流通する流体を冷却する冷却器である。
 上記構成によれば、加熱部9Aによって流体(溶融鉄、又は溶融鉄鉱石)を加熱することで当該流体の粘性が下がる。これにより、流体の流動性を高くなる方向に調節することができる。一方で、冷却部によって流体(溶融鉄、又は溶融鉄鉱石)を冷却することで当該流体の粘性が上がる。これにより、流体の流動性を低くなる方向に調節することができる。このように、上記構成によれば、加熱部9Aと冷却部9Bによって流体の流動性を自在に変化させることで、接続管2内における流体の流量を適正に保つことができる。その結果、例えば、下方の電解炉1に溶融鉄や溶融鉄鉱石が過大に流れ込んでしまうことによるオーバーフローを回避することができる。
 以上、本発明の第六実施形態について説明した。なお、本発明の技術思想を逸脱しない限りにおいて、上記の構成に種々の変更や改修を施すことが可能である。
[第七実施形態]
 続いて、本発明の第七実施形態について、図10を参照して説明する。なお、上記の各実施形態と同様の構成については同一の符号を付し、詳細な説明を省略する。図10に示すように、本実施形態に係る電解製錬炉700は、第一実施形態、又は第二実施形態で説明した板状の陽極3A、及び陰極3Bの間に挿通されている導入管10と、この導入管10内に鉄鉱石を送り出す鉄鉱石供給部としてのスクリューフィーダー11と、をさらに備えている。導入管10は、絶縁材料によって一体に形成された筒状をなしている。つまり、導入管10は、陽極3A及び陰極3Bに対して電気的に絶縁されている。スクリューフィーダー11は、内部に設けられたスクリューを回動させることによって、外部に貯留された鉄鉱石を導入管10内に向かって送り込む。導入管10を経て、この鉄鉱石は陽極3Aと陰極3Bとの間に供給される。
 上記構成によれば、導入管10によって、陽極3Aと陰極3Bとの間に鉄鉱石を供給することで、より多くの鉄鉱石を効率的に溶融させることができる。これにより、製鉄量をさらに増大させることができる。また、導入管10が絶縁材料で形成されていることから、陽極3A及び陰極3Bが導入管10を介して導通してしまうリスクを低減することができる。
 以上、本発明の第七実施形態について説明した。なお、本発明の技術思想を逸脱しない限りにおいて、上記の構成に種々の変更や改修を施すことが可能である。
[第八実施形態]
 続いて、本発明の第八実施形態について、図11を参照して説明する。なお、上記の各実施形態と同様の構成については同一の符号を付し、詳細な説明を省略する。図11に示すように、本実施形態に係る電解製錬炉800は、それぞれの電解炉1に設けられたヒータH(上部ヒータH1、及び下部ヒータH2)をさらに備えている。上部ヒータH1は、電解炉1における液面の上方に設けられ、水平面内に広がる板状をなしている。下部ヒータH2は、電解炉1の底面1Bに沿って設けられ、当該底面1Bの傾斜方向に平行な板状をなしている。なお、図示は省略するが、電解炉1の側面にこのヒータHを設けることも可能である。
 上記構成によれば、電解炉1内を流通する溶融鉄鉱石をヒータHで加熱することによって、当該溶融鉄鉱石の温度が維持される。特に、上部ヒータH1と下部ヒータH2とによって、上下方向から溶融鉄鉱石を加熱することができる。これにより、溶融鉄鉱石が凝固してしまう可能性を低減することができる。
 以上、本発明の第八実施形態について説明した。なお、本発明の技術思想を逸脱しない限りにおいて、上記の構成に種々の変更や改修を施すことが可能である。
 本発明によれば、より一層省スペース化された電解製錬炉を提供することができる。
100,200,300,400,500,600,700,800 電解製錬炉
1 電解炉
1B 底面
1S 第一側壁
1T 第二側壁
2 接続管
3,3´,23,33 電極
3A,3A´,23A,33A 陽極
3B,3B´,23B,33B 陰極
4 スラグ排出部
5 排出部(溶融鉄排出部)
6 投入装置
7 絞り部
8 流量調整棒
9A 加熱部
9B 冷却部
10 導入管
11 スクリューフィーダー(鉄鉱石供給部)
H ヒータ
H1 上部ヒータ
H2 下部ヒータ
M 駆動装置
M1 バー
M2 駆動装置本体
Sa 陽極下面
Wf 溶融鉄
Wm 溶融鉄鉱石

Claims (11)

  1.  上下方向に配列された複数の電解炉と、
     上下方向に延びて、互いに隣り合う電解炉のうち上方の電解炉の底面を下方の電解炉内に連通させる接続管と、
     前記電解炉にそれぞれ設けられた電極と、
    を備え、
     前記電解炉の底面は、前記接続管に向かって下り勾配で傾斜している電解製錬炉。
  2.  前記電極は、上下方向、及び前記底面の傾斜方向に交差する水平方向に広がる板状をなすとともに、該電極の厚さ方向に間隔をあけて交互に配列されている複数の陽極、及び陰極を有する請求項1に記載の電解製錬炉。
  3.  前記電極は、上下方向、及び前記底面の傾斜方向に広がる板状をなすとともに、該電極の厚さ方向に間隔をあけて交互に配列されている複数の陽極、及び陰極を有する請求項1に記載の電解製錬炉。
  4.  前記電極は、上下方向に延びる棒状の陰極と、該陰極を外周側から隙間をあけて覆う筒状の陽極と、を有する請求項1に記載の電解製錬炉。
  5.  前記電極は、
     前記底面に沿って広がる陰極と、
     該陰極の上方に間隔をあけて設けられ、前記底面の傾斜方向に広がる陽極下面を有する陽極と、
    を有する請求項1に記載の電解製錬炉。
  6.  前記複数の電解炉のうち、最も下方の前記電解炉のみに設けられ、電解製錬によって生じた溶融鉄を外部に導く排出部をさらに備える請求項1から5のいずれか一項に記載の電解製錬炉。
  7.  前記接続管の一部に設けられ、該接続管の流路断面積を減少させる絞り部をさらに備える請求項1から6のいずれか一項に記載の電解製錬炉。
  8.  前記接続管に挿入されるとともに、上下方向に進退動可能な流量調整棒をさらに備える請求項1から6のいずれか一項に記載の電解製錬炉。
  9.  前記接続管に設けられ、該接続管を流通する流体を加熱する加熱部、及び流体を冷却する冷却部をさらに備える請求項1から8のいずれか一項に記載の電解製錬炉。
  10.  前記陽極と前記陰極との間に挿通されるとともに、絶縁材料で形成された導入管と、
     該導入管内に鉄鉱石を送り出す鉄鉱石供給部と、
    をさらに備える請求項2又は3に記載の電解製錬炉。
  11.  前記電解炉に設けられ、該電解炉内の溶融鉄鉱石を加熱するヒータをさらに備える請求項1から10のいずれか一項に記載の電解製錬炉。
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Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS49123415A (ja) * 1973-03-30 1974-11-26
JPS58130292A (ja) * 1982-01-26 1983-08-03 Nanao Kogyo Kk 溶液中の溶解金属の回収装置
JPH02285085A (ja) * 1989-04-26 1990-11-22 Mitsubishi Materials Corp 電解精製による高純度銅の製造方法
JPH04214889A (ja) * 1990-10-31 1992-08-05 Toho Titanium Co Ltd 金属製造用電解槽の浴温度調節方法とその装置
JP2014145093A (ja) * 2013-01-28 2014-08-14 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 電解液の給液装置および給液方法
JP2014522912A (ja) * 2011-07-08 2014-09-08 インスティテュート・オブ・ケミカル・テクノロジー CU−Cl熱化学サイクルを用いる水素製造で用いられる電気化学セル

Family Cites Families (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA580835A (en) * 1959-08-04 De Varda Giuseppe Production of aluminium by fused salt electrolysis with vertical or inclined cathodes of carbon and aluminium
DE1251962B (de) * 1963-11-21 1967-10-12 The British Aluminium Company Limited, London Kathode fur eine Elektrolysezelle zur Herstellung von Aluminium und Verfahren zur Herstellung derselben
JPS5429467B1 (ja) * 1970-09-02 1979-09-22
SU1036808A1 (ru) * 1977-05-20 1983-08-23 Предприятие П/Я В-2287 Диафрагменный электролизер
JPS6055755B2 (ja) * 1981-11-05 1985-12-06 宇部興産株式会社 二重傾斜炉
JPS59229487A (ja) * 1983-06-10 1984-12-22 Asahi Glass Co Ltd 弗素発生用電解槽
DE4132354A1 (de) * 1991-09-27 1993-04-01 Spf Therm Maschinenbau Gmbh Schmelz- und warmhalteofen
DE60202536T2 (de) * 2001-09-07 2005-06-02 Moltech Invent S.A. Aluminium elektrogewinnungszellen mit geneigten kathoden
JP2010275568A (ja) * 2009-05-26 2010-12-09 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 亜鉛と鉛の同時製錬方法および亜鉛鉛同時製錬設備
JP5614056B2 (ja) * 2010-02-25 2014-10-29 三菱マテリアル株式会社 銅製錬炉の操業方法及び銅製錬炉
JP5238854B2 (ja) * 2010-08-27 2013-07-17 上村工業株式会社 電解再生処理装置
JP6053370B2 (ja) * 2012-07-30 2016-12-27 旭硝子株式会社 溶融塩電解装置及び方法
CN103510113A (zh) * 2013-09-09 2014-01-15 王飚 半竖式阴阳极节能铝电解槽
CN104818499B (zh) * 2015-02-06 2016-08-24 虔东稀土集团股份有限公司 一种电解炉组

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS49123415A (ja) * 1973-03-30 1974-11-26
JPS58130292A (ja) * 1982-01-26 1983-08-03 Nanao Kogyo Kk 溶液中の溶解金属の回収装置
JPH02285085A (ja) * 1989-04-26 1990-11-22 Mitsubishi Materials Corp 電解精製による高純度銅の製造方法
JPH04214889A (ja) * 1990-10-31 1992-08-05 Toho Titanium Co Ltd 金属製造用電解槽の浴温度調節方法とその装置
JP2014522912A (ja) * 2011-07-08 2014-09-08 インスティテュート・オブ・ケミカル・テクノロジー CU−Cl熱化学サイクルを用いる水素製造で用いられる電気化学セル
JP2014145093A (ja) * 2013-01-28 2014-08-14 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 電解液の給液装置および給液方法

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