WO2022172769A1 - 映像装置を備える電気炉を用いた溶鉄の製造方法 - Google Patents

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WO2022172769A1
WO2022172769A1 PCT/JP2022/003173 JP2022003173W WO2022172769A1 WO 2022172769 A1 WO2022172769 A1 WO 2022172769A1 JP 2022003173 W JP2022003173 W JP 2022003173W WO 2022172769 A1 WO2022172769 A1 WO 2022172769A1
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iron source
cold iron
chamber
preheating chamber
melting
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PCT/JP2022/003173
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善広 三輪
康一 堤
悟郎 奥山
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Ｊｆｅスチール株式会社
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    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B1/00—Shaft or like vertical or substantially vertical furnaces
    • F27B1/10—Details, accessories, or equipment peculiar to furnaces of these types
    • F27B1/20—Arrangements of devices for charging
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B1/00—Shaft or like vertical or substantially vertical furnaces
    • F27B1/10—Details, accessories, or equipment peculiar to furnaces of these types
    • F27B1/28—Arrangements of monitoring devices, of indicators, of alarm devices
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D17/00—Arrangements for using waste heat; Arrangements for using, or disposing of, waste gases
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a method for producing molten iron from a cold iron source using an electric furnace equipped with a video device.
  • the present invention separates the cold iron source in the preheating chamber from the melting chamber and observes the state of the lower part of the preheating chamber, thereby reliably supplying the cold iron source to the melting chamber and efficiently obtaining molten iron. It relates to a method for producing molten iron.
  • molten iron is obtained by melting cold iron sources such as ferrous scrap with arc heat, so there is the problem of consuming a large amount of electric power to generate arc heat.
  • a method of preheating a cold iron source before melting using high-temperature exhaust gas generated during melting of the cold iron source in a subsequent step (2) A method of blowing a carbonaceous material such as coke into the melting chamber as an auxiliary heat source;
  • a preheating chamber for preheating the cold iron source is connected to the upper part of the melting chamber, and the hot exhaust gas generated in the melting chamber in the previous process is filled into the cold iron source. It is known to preheat a cold iron source by passing it through a heated preheating chamber. By melting the preheated cold iron source in this way, it is expected that the melting efficiency will be improved and power consumption will be reduced.
  • CO gas is generated by the reduction of iron oxide by the carbon material injection and the combustion of the carbon material, and the molten slag is foamed by this CO gas, so-called "slag foaming". is known to promote This slag forming is expected to reduce the radiant heat of the arc, improve the melting efficiency of the cold iron source, and reduce power consumption.
  • Electric furnaces using the above methods (1) and (2) include, for example, a compound arc melting furnace disclosed in Patent Document 1 and an arc melting facility disclosed in Patent Document 2.
  • a compound arc melting furnace is characterized by comprising a melting chamber and a shaft-shaped preheating chamber capable of inducing high-temperature exhaust gas generated in the melting chamber.
  • the apparent bulk density of the ferrous scrap in the preheating chamber is adjusted within an appropriate range.
  • Patent Document 1 discloses an openable and closable supply port provided in the upper part of the preheating chamber, and iron-based scrap supplied through the supply port and preheated in the preheating chamber is melted in the melting chamber. Depending on the speed, they are moving continuously or intermittently one after the other into the melting chamber.
  • Patent Document 2 discloses, as a conventional technology, a technique of continuously supplying scrap to an arc furnace by a pusher (extruder); supply technology, respectively, the technology of Patent Document 2 does not include scrap transport and supply equipment such as pushers and fingers, so that the temperature of the exhaust gas is raised to preheat the scrap. Also in Patent Document 2, the scrap of the preheating shaft is supplied to the melting furnace by melting the scrap in the melting furnace.
  • JP 2012-180560 A JP-A-10-292990
  • the molten iron in the production of molten iron, at the stage when the cold iron source is melted and a predetermined amount of molten iron is accumulated in the melting chamber based on design, the molten iron can be further heated to a preset temperature before tapping. Normal.
  • This temperature increase is a process for ensuring the temperature of the molten iron required in the next process such as composition adjustment and casting after the obtained molten iron is transported to the outside of the electric furnace. It is set in consideration of the temperature drop during transport of molten iron to the process.
  • neither of the techniques of Patent Documents 1 and 2 has considered at all about completely separating the iron-based scrap in the next charge of the preheating chamber from the melting chamber.
  • the present inventors have found that in order to increase the heating efficiency and reduce power consumption in molten iron production, more preferably, to strictly control the components of the molten iron to be produced, when the molten iron is heated It was found that it is necessary to accurately separate the cold iron source in the preheating chamber from the molten iron in the melting chamber.
  • the present inventors first provided a cold iron source support machine capable of holding the cold iron source in one section of the preheating chamber, and during the temperature rise of the molten iron, the cold iron source in the preheating chamber was separated from the melting chamber.
  • a cold iron source support machine capable of holding the cold iron source in one section of the preheating chamber, and during the temperature rise of the molten iron, the cold iron source in the preheating chamber was separated from the melting chamber.
  • the cold iron source in order to reliably increase the efficiency of heating the molten iron, the cold iron source must be separated from the melting chamber by the cold iron source support machine while the molten iron is being heated, and then the cold iron source must be placed below the cold iron source support machine. It has been found that it is additionally necessary to ensure that no sources remain.
  • the present invention has been made in view of the above circumstances, and an object of the present invention is to provide a method of manufacturing molten iron using an electric furnace, which can increase the efficiency of temperature rise of molten iron and reduce the manufacturing cost. Another object of the present invention is preferably to control well the components of the resulting molten iron.
  • the preheating chamber is divided into two, one on the introduction side of the cold iron source (usually vertically upward) and the other on the melting chamber side (usually vertically downward).
  • a cold iron source support machine that can be divided into two parts in the preheating chamber, the cold iron source in the preheating chamber can be separated from the melting chamber during heating;
  • An extruder is provided in the preheating chamber.
  • the molten iron that is being heated can be properly supplied to the melting chamber. It is possible to confirm the presence or absence of a cold iron source that can be mixed in without the presence of a cold iron source. can be accurately separated from the melting chamber during heating; They also found that by raising the temperature of the molten iron while preventing unintentional mixing of the cold iron source in this way, the temperature raising efficiency can be enhanced and the electric power consumption rate in manufacturing can be effectively reduced.
  • a method for producing molten iron using an electric furnace comprising a preheating chamber for preheating a cold iron source and a melting chamber for melting the preheated cold iron source into molten iron,
  • the electric furnace comprises a cold iron source support machine that can be opened and closed by partitioning the preheating chamber into a first preheating chamber on the introduction side of the cold iron source and a second preheating chamber on the melting chamber side, and the second preheating chamber.
  • the cold iron source supporting machine opened, the cold iron source supplied to the preheating chamber and preheated is supplied to the melting chamber by the extruder, and the cold iron source supplied to the melting chamber is arced.
  • a melting step of melting by heat to obtain molten iron Close the cold iron source supporting machine (that is, in a state in which the first preheating chamber is isolated from the melting chamber), and introduce a new cold iron source (cold iron source for next charge) into the first preheating chamber.
  • a method for producing molten iron wherein in the temperature raising step, temperature raising of the molten iron is started based on visual information in the second preheating chamber after the cold iron source supporter is closed, which is obtained from the image device.
  • the extruder supplies the remaining cold iron source to the melting chamber, and after confirming that the cold iron source does not remain in the second preheating chamber, starts raising the temperature of the molten iron. 4.
  • the present invention it is possible to improve the efficiency of temperature rise of molten iron and manufacture molten iron with high energy utilization efficiency, making it possible to reduce manufacturing costs. Moreover, according to the present invention, it is possible to preferably further accurately control the composition of molten iron to be obtained.
  • FIG. 1 is a longitudinal sectional view of an electric furnace equipped with a video device used in one embodiment of the present invention
  • FIG. FIG. 4 is a conceptual diagram illustrating a preparation process according to one embodiment of the invention
  • FIG. 2 is a conceptual diagram illustrating a dissolution process according to one embodiment of the invention
  • FIG. 4 is a conceptual diagram illustrating a temperature raising process according to one embodiment of the present invention
  • It is a conceptual diagram explaining the tapping process according to one embodiment of the present invention.
  • the method for producing molten iron of the present invention is a method using an electric furnace having a predetermined structure, in which a cold iron source preheated in a preheating chamber is supplied to the melting chamber by an extruder and melted by arc heat in the melting chamber. a melting process to obtain molten iron, a heating process to raise the temperature of the molten iron with the cold iron source support machine closed, a preheating process to preheat the cold iron source with residual heat from the heating process, and the heated molten iron and a steel tapping process leading to the outside of the electric furnace, and continuous operation is possible.
  • the method for producing molten iron of the present invention optionally includes a preparation step of opening the cold iron source support machine after tapping and supplying preheated cold iron source from the first preheating chamber to the second preheating chamber. It may further comprise and optionally further comprise other steps. Then, in the heating step of the present invention, heating of molten iron is started based on visual information obtained from a video device for observing the inside of the second preheating chamber. By appropriately and timely controlling the molten iron heating environment based on the visual information in the second preheating chamber, it is possible to prevent unintended cold iron sources from being mixed in while the molten iron is heating, and improve the molten iron heating efficiency. can be effectively enhanced.
  • the electric furnace 1 includes a melting chamber 2 which melts a cold iron source 15 by heat from an arc 18 to obtain molten iron 16, and a melting chamber 2 which preheats the cold iron source 15 and melts the preheated cold iron source 15 with an extruder 10. 2, a shaft-shaped preheating chamber 3 communicated with the melting chamber 2, and an imaging device 30 installed at an arbitrary position.
  • a cold iron source supporter 11 that can be opened and closed is provided at an arbitrary position in the vertical direction of the preheating chamber 3 .
  • the cold iron source supporting machine 11 can be opened and closed, for example, in the cross-sectional direction or horizontal direction of the electric furnace 1 .
  • the preheating chamber 3 can have one space. It is possible to have two spaces, a first preheating chamber 3a partitioned on the upper side) and a second preheating chamber 3b partitioned on the melting chamber side (vertically lower side).
  • the extruder 10 is normally provided in this second preheating chamber 3b, and one end thereof can move back and forth to any position between the second preheating chamber 3b and the melting chamber 2 adjacent thereto. With the video device 30, the state inside the second preheating chamber 3b can be checked at any time, and if necessary, at all times.
  • the cold iron source 15 which is the raw material, is temporarily placed, for example, in a scrap storage place according to type, and is blended with an appropriate type and mass ratio according to the steel grade of molten iron to be manufactured.
  • the mixed cold iron source 15 is loaded into a bottom-opening supply bucket 14 and transported to a desired position above the cold iron source supply port 19 via a traveling carriage 23 .
  • the cold iron source supply port 19 is opened to supply the cold iron source 15 to the preheating chamber 3 from above.
  • the cold iron source supporter (fingers) 11 that can be opened and closed provided substantially in the middle of the preheating chamber 3 is in an open state, the supplied cold iron source 15 is placed on the top of the cold iron source supporter 11. and the second preheating chamber 3b, which may occupy the lower portion of the cold iron source supporter 11.
  • the cold iron source 15 can be supplied by charging the cold iron source 15 for one charge into the supply bucket 14 in a plurality of times.
  • the cold iron source 15 examples include, but are not limited to, in-house scraps generated in ironworks, scrap generated in the city, and pig iron obtained by solidifying hot metal.
  • Cold iron source 15 may be contaminated with organic material (eg, plastic, rubber, biomass).
  • the slag forming material for generating the molten slag 17 includes, but is not limited to, quicklime and limestone. Light burnt dolomite or recycled slag generated in steelmaking or the like may be used as the slag forming material.
  • the slag forming material can be supplied from an auxiliary raw material chute (not shown) provided above the melting chamber 2 .
  • the charged cold iron source 15 is preheated by any method.
  • the cold iron source 15 is preheated by passing the high-heat exhaust gas generated in the melting chamber 2 to the first preheating chamber 3a and the second preheating chamber 3b, the manufacturing efficiency can be increased, which is preferable.
  • an exhaust duct 20 may be provided in the upper portion of the preheating chamber 3 and connected to a suction blower (not shown).
  • Suction by the suction blower allows high-temperature exhaust gas generated in the melting chamber 2 to flow into and pass through the preheating chamber 3 , rise in the preheating chamber 3 , and then be exhausted from the duct 20 .
  • a dust collector (not shown) may be provided in the middle of the duct 20 .
  • High-temperature exhaust gas that can be suitably used for preheating is generated by melting and temperature increase by an arc heating unit as a main heat source, a carbon material as an auxiliary heat source, and a burner 9, etc., which will be described later, and includes CO, CO 2 and unreacted. It may include O 2 , and outside air, etc., entering from openings and the like.
  • an extruder 10 (pusher ) is provided in the second preheating chamber 3b.
  • the extruder 10 can be provided so as to penetrate the side wall of the melting chamber 2 and move forward and backward along the direction toward the arc heating portion (substantially the center of the melting chamber in this embodiment) generated by the arc 18. can be extruded from the second preheating chamber 3 b to the arc heating portion of the melting chamber 2 .
  • Extruder 10 may be driven by a drive (not shown).
  • the boundary between the melting chamber 2 and the preheating chamber 3 (second preheating chamber 3b) is vertically downward from the portion of the side wall of the preheating chamber 3 that is connected to the furnace lid 5 that constitutes the melting chamber 2.
  • the melting chamber 2 is partitioned by a furnace wall 4 and a furnace lid 5.
  • the furnace wall 4 preferably has a water-cooled structure
  • the furnace lid 5 preferably has an openable/closable water-cooled structure.
  • a cold iron source 15 is melted by inserting a plurality of electrodes 6 from above through a furnace lid 5 into approximately the center of the melting chamber 2 in the horizontal direction, and generating an arc 18 between these electrodes 6.
  • An arc heating section can be configured as the main heat source.
  • the electrode 6 is usually composed mainly of graphite and is vertically movable. There are two types of electric furnaces 1: DC type and AC type.
  • the electric furnace 1 is of a DC type
  • electrodes may be provided on the bottom of the furnace and the upper part of the melting chamber, respectively, and the cold iron source may be melted by blowing an arc between the electrodes.
  • the present invention can also be applied to the production of molten iron using a DC electric furnace.
  • An oxygen blowing lance 7 and a carbon material blowing lance 8 may be inserted into the melting chamber 2 from above through the furnace lid 5 .
  • the carbon material injection lance 8 can inject carbon material consisting of one or more kinds of coke, char, coal, charcoal, graphite, etc. as an auxiliary heat source into the molten slag 17 through a carrier gas such as air or nitrogen.
  • the oxygen blowing lance 7 injects and supplies oxygen (pure oxygen or, for example, an oxygen-containing gas in which pure oxygen and air are mixed), and the oxygen pushes away the molten slag 17 to directly blow oxygen into the molten iron 16. be able to.
  • the oxygen-blown molten iron 16 is decarburized to a desired carbon content.
  • a method of adding oxygen and carbon materials in addition to blowing with a lance, there is a method of injecting into the bath (molten iron 16 or molten slag 17) from above the melting chamber 2, and bottom blowing injection by providing a dedicated nozzle at the bottom of the furnace. method may be adopted. Further, the oxygen and carbon material blowing lances 7 and 8 may be immersed in the molten iron 16 and the molten slag 17, respectively. It is also possible to adopt a method of following up above the interface according to fluctuations in the surface (interface) level of the molten iron 16 and the molten slag 17 . Alternatively, an oxygen blowing lance 7 may be installed on the furnace wall 4 to blow oxygen through the furnace wall 4 .
  • a burner 9 may also be inserted into the melting chamber 2 from above through the furnace lid 5 and/or through the furnace wall 4 from obliquely above.
  • This burner 9 serves as a combustion support burner for burning fossil fuels such as heavy oil, kerosene, pulverized coal, propane gas and natural gas with a combustion-supporting gas (oxygen, air or oxygen-enriched air).
  • fossil fuels such as heavy oil, kerosene, pulverized coal, propane gas and natural gas with a combustion-supporting gas (oxygen, air or oxygen-enriched air).
  • the burner 9 can be used to efficiently help melt the unmelted cold iron source 15, for example, in the temperature rising step. It is preferable to arrange the burner 9 at a position in the vicinity of directly above the hot water outlet 12, which will be described later, in other words, at a position where cold spots are likely to occur.
  • the melting chamber 2 may be provided with a tapping port 12 on the bottom of the furnace opposite to the preheating chamber 3 and a slag tapping port 13 on the furnace wall 4 above the tapping port 12 .
  • the slag outlet 13 is closed by the slag outlet door 22 during processes other than the tapping process.
  • tapping hole 12 is closed by packing sand or mud agent filled inside and tapping door 21 for holding these on the outside of the furnace.
  • the obtained molten iron 16 can be tapped from the tapping port 12 by opening the tapping door 21 .
  • the molten slag 17 generated during the production of the molten iron 16 can be discharged from the slag discharge port 13 by opening the slag discharge door 22 .
  • the inside of the second preheating chamber can be observed by the imaging device 30 .
  • the video device 30 is not particularly limited, and may be any device capable of capturing an image of an observation target, and normally includes a lens and a camera. It is preferable to flow the cooling gas at an arbitrary flow rate around the lens (not shown) installed at the tip of the imaging device 30 . By properly cooling the imaging device 30, it is possible to withstand the high temperature inside the electric furnace, and to prevent the field of view from being narrowed when slag or molten steel scatters. Cooling gases include air and inert gases such as nitrogen. It is preferable to install the video device 30 on the side wall of the second preheating chamber 3b from the viewpoint of better grasping the state inside the second preheating chamber 3b.
  • the side wall of the preheating chamber 3 is also cooled by water cooling or air cooling.
  • the installation method is not particularly limited, when the imaging device 30 is installed on the side wall of the second preheating chamber 3b, if the imaging device 30 is attached through a hole (not shown) made in the side wall, the lens can be attached to the second preheating chamber 3b.
  • the camera can be positioned outside the electric furnace 1 while being positioned inside the preheating chamber 3b, and it is possible to achieve both a clear visual field and simple workability. Images captured by the imaging device 30 are generally connected to a monitor and a recording device (both not shown) in an operation room operated by an operator via a cable (not shown).
  • the cold iron source is adjusted so as to keep the height within a certain range. Since it can be supplied, the cold iron source can be preheated more efficiently.
  • an additional video device can be installed on the side wall constituting the first preheating chamber 3a.
  • the high-temperature exhaust gas generated in the melting chamber by melting is flowed into the preheating chamber 3 by the method described above for the electric furnace, for example, and the cold iron source 15 filled in the preheating chamber 3 is efficiently preheated. is preferable from the viewpoint of manufacturing efficiency.
  • the temperature of the exhaust gas flowing into the preheating chamber 2 is about 1000 to 1500.degree.
  • the molten slag 17 in the melting process may contain iron oxide (FeO) generated due to oxygen blowing. Therefore, it is preferable to reduce FeO by blowing a carbonaceous material into the molten slag 17 according to the method described above. Further, it is preferable to bring about a so-called "slag foaming" state in which the molten slag 17 bubbles due to the generation of CO gas by combustion of the injected carbonaceous material.
  • the slag forming reduces the radiant heat of the arc 18, and the melting efficiency of the cold iron source 15 can be further improved. By shortening the melting time with higher melting efficiency, the time for which the slag foaming state can be stably maintained can be extended, and the energy efficiency can be further improved.
  • the next temperature raising process is started and at the same time the cold iron source is supported.
  • machine 11 is closed.
  • the unintended molten iron from the cold iron source 15 can be detected during the subsequent temperature rise of the molten iron 16. It is possible to further prevent the mixture from being mixed in, and to perform the next temperature raising step with higher efficiency.
  • the furnace lid 5 When the electric furnace 1 starts operation for charging (that is, when the cold iron source 15 is supplied for the first time), the furnace lid 5 is opened to uniformly supply the cold iron source 15 into the melting chamber 2.
  • the cold iron source 15 and, if necessary, the carbonaceous material may be supplied in advance into the space of the melting chamber 2 on the opposite side of the preheating chamber 3 (the right side of the electrode 6 in FIG. 2).
  • hot metal may also be supplied to the melting chamber 2 when the cold iron source 15 is supplied. Hot metal can be supplied to the melting chamber 2 by a feed ladle (not shown) or a hot metal trough (not shown) leading to the melting chamber 2 .
  • the molten iron 16 obtained in the previous melting step is placed in a state in which the cold iron source supporter 11 is closed and the first preheating chamber 3a is cut off from the melting chamber 2.
  • the temperature is further raised to the desired temperature.
  • the molten iron 16 tapped after the temperature raising process and transported to the next process outside the electric furnace, such as composition adjustment and casting, must maintain the desired high temperature required for the next process. Therefore, in the temperature raising process, it is necessary to raise the temperature of the molten iron 16 to a temperature determined by design, taking into consideration the temperature drop at the time of transition to the next process outside the electric furnace after the tapping process.
  • the molten iron 16 cannot be tapped unless the temperature of the molten iron 16 is raised to a predetermined temperature. Further, in the temperature raising step, the cold iron source supporter 11 is closed to isolate the first preheating chamber 3a from the melting chamber 2, and a new cold iron source 15 for the next charging is placed in the first preheating chamber 3a. Introduce. In this temperature raising process, it is essential to start raising the temperature of the molten iron 16 based on the visual information obtained from the image device 30, which is inside the second preheating chamber 3b after the cold iron source supporter 11 is closed. be. For example, when the cold iron source 15 left without being supplied to the melting chamber 2 exists in the second preheating chamber 3b after the cold iron source supporter 11 is closed, the temperature is raised in this state.
  • the relatively low temperature cold iron source 15 is undesirably mixed into the relatively high temperature molten iron 16 that is being heated, and the temperature of the molten iron 16 is lowered.
  • the timing of the temperature rise was determined by the experience of the operator.
  • the image device 30 was used to visually confirm that the cold iron source 15 did not remain in the second preheating chamber 3b after the cold iron source supporter 11 was closed. It is preferable to start raising the temperature of the molten iron 16 later. If it can be confirmed by the imaging device 30 that the cold iron source 15 does not remain, the temperature rise can be started as it is.
  • the extruder 10 it is preferable to start heating the molten iron 16 after forcibly supplying the iron source 15 to the melting chamber 2 and confirming that the cold iron source 15 does not remain in the second preheating chamber 3b. In this way, by raising the temperature of the molten iron 16 in a state where the cold iron source 15 does not exist in the second preheating chamber 3b, the temperature of the molten iron 16 being heated is not lowered, and the temperature raising efficiency is further increased. be able to.
  • the cold iron source 15 rushes into the melting chamber 2 from the preheating chamber 3 during the temperature rising process, causing slag foaming to subside, and as a result, the arc 18 becomes unstable and the temperature rises. There was a loss of efficiency.
  • the cold iron source 15 in the first preheating chamber 3a during the temperature raising process is physically completely isolated from the melting chamber 2 by the cold iron source support machine 11, and the second Since it is possible to visually confirm that the inside of the preheating chamber 3b is in a state suitable for starting temperature rise, the avalanche of the cold iron source 15 during the temperature rise process is reliably suppressed, and slag foaming and arc 18 are prevented. It is possible to maintain the temperature stably and, in turn, to increase the temperature raising efficiency.
  • the cold iron source 15 for the next charge is supplied to the first preheating chamber 3a.
  • the cold iron source supporting machine 11 is closed to isolate the first preheating chamber 3a from the melting chamber 2, and the state inside the second preheating chamber can be visually confirmed. Even if the cold iron source 15 for the charge remains in the second preheating chamber 3b, it can be accurately separated from the cold iron source 15 for the next charge in the first preheating chamber 3a.
  • the cold iron source supporting machine 11 since the cold iron source supporting machine 11 is not provided or the condition of the second preheating chamber 3b cannot be visually confirmed, it is up to the operator to separate the cold iron source 15 for the current charge and the next charge. It was done by experience.
  • the cold iron source supporter 11, the visual device 30, and the extruder 10 capable of forcibly supplying the remaining cold iron source 15 to the melting chamber 2 are provided, the current charge is reduced.
  • the cold iron source 15 for the next charge can be accurately divided and handled without being mixed with the cold iron source 15 for the next charge. This is very useful especially in the case of producing molten iron 16 with different composition or characteristics from the current charge in the next charge.
  • a new cold iron source (cold iron source for next charge) 15 in the first preheating chamber 3a is preheated with residual heat from the temperature rising step. Therefore, the preheating process proceeds almost simultaneously with the temperature raising process.
  • Preheating can be performed by causing residual heat such as high-temperature exhaust gas generated during temperature rise to flow into the first preheating chamber 3a by the method described above for the electric furnace, for example.
  • the temperature raising step the melting chamber 2 is brought to a high temperature state of, for example, about 1600° C., so that the cold iron source 15 for the next charge filled in the first preheating chamber 3a is efficiently preheated. Dissolution efficiency can be increased.
  • the temperature of the exhaust gas flowing into the first preheating chamber 3a is about 1000-1600.degree. When the molten iron 16 is heated up to the set temperature, the next tapping process is started.
  • molten iron 16 whose temperature has been raised is led out of electric furnace 1 while cold iron source supporter 11 is closed.
  • a specific tapping method may follow the method described above for the electric furnace.
  • residual heat such as high-temperature exhaust gas remaining from the heating step is heated to the first temperature by the method described above for the electric furnace, for example. It can be performed by continuously flowing into the preheating chamber 3a.
  • the temperature of the exhaust gas flowing into the first preheating chamber 3a is about 1100 to 1600.degree.
  • a new cold iron source (cold iron source for next charge) 15 preheated in 1 is supplied from the first preheating chamber 3a to the second preheating chamber 3b. This completes the production preparation for the next charge.
  • multiple charges can be continuously operated. Since the cold iron source 15 supplied to the second preheating chamber 3b in the preparatory step is already sufficiently preheated, the subsequent melting step and subsequent steps can be performed efficiently.
  • the preparatory step it is preferable to open the cold iron source supporter 11 while the tip of the extruder 10 on the side of the melting chamber 2 is positioned at the boundary between the second preheating chamber 3b and the melting chamber 2 (see FIG. 2A). .
  • the cold iron source 15 it is possible to prevent the cold iron source 15 from rushing into the melting chamber 2 during the next melting step, thereby preventing a decrease in melting efficiency and damage to the electrodes and the like.
  • the other process is not particularly limited, and includes, for example, a slag discharge process for discharging the generated molten slag 17 out of the electric furnace.
  • the slag removal process can be performed, for example, according to the technique described above for electric furnaces.
  • the cold iron source was selected from raw materials stipulated in the "Unified Standards for Acceptance Inspection of Ferrous Scrap" of the Japan Iron Source Association and used in the following ratio (total blending ratio: 100%). Heavy (grade: H2), blending ratio 60% Shincut (grade: rose A), blending ratio 20% Shredder (grade: A), blending ratio 10% Old pig iron (grade: A), blending ratio 5% Steel turning powder (grade: A), blending ratio 5%
  • the temperature rising process in the pre-charging was in progress, and the cold iron source 15 in the first preheating chamber 3a was preheated using the exhaust gas from the melting chamber 2.
  • the cold iron source 15 in the first preheating chamber 3a was continuously preheated using the exhaust gas from the melting chamber 2.
  • the cold iron source 15 in the second preheating chamber 3b is supplied to the melting chamber 2 by the extruder 10, and the heat of the arc 18 generated by the electrode 6 (graphite electrode)
  • the cold iron source 15 was melted to form molten iron 16 .
  • Pure oxygen was fed from the oxygen blowing lance 7 at 3000 to 5000 Nm 3 /hr, and coke powder was blown from the carbon material blowing lance 8 at 40 to 80 kg/min.
  • the coke powder had a fixed carbon content of 85% by mass or more, a water content of 1.0% by mass or less, a volatile content of 1.5% by mass or less, and an average particle diameter of 5 mm or less.
  • Quicklime used as a slag forming material was supplied from an auxiliary raw material charging chute (not shown) provided on the furnace lid 5 .
  • the inside of the second preheating chamber 3b was monitored by the imaging device 30 during the melting process.
  • Tons of new cold iron source 15 was replenished into the preheating chamber 3 from the cold iron source supply port 19, and the filling height of the cold iron source 15 in the preheating chamber 3 was kept within a certain range.
  • the melting progresses in a state where the cold iron source 15 is continuously present in the melting chamber 2 and the preheating chamber 3, and a total of about 130 tons of cold iron source 15 for one charge is obtained.
  • approximately 200 tons of molten iron 16 accumulated in the melting chamber 2, including 80 tons of molten iron 16 that had been left in the melting chamber 2 during the previous charge.
  • the molten iron 16 for the previous charge is not left in the melting chamber 2, and the next charge is melted.
  • a temperature measuring probe was inserted into the molten iron 16 to measure the temperature of the molten iron. At this time, if the molten iron temperature reached 1600° C., which is the designed heating temperature, the steel tapping process was started. Moreover, if the temperature did not reach the elevated temperature, the molten iron temperature was measured again after the temperature was raised for about 1 minute, and the steel tapping was repeatedly performed. Further, during the temperature rising step, with the cold iron source supporting machine 11 closed, about 10 tons of cold iron source 15, which is one charge for the next charge, was supplied to the first preheating chamber 3a.
  • ⁇ steel tapping process> After the temperature was raised, 80 tons of molten iron 16 out of about 200 tons was left in the melting chamber 2, and 120 tons of molten iron 16 corresponding to one charge was tapped from the tapping port 12 to a ladle outside the furnace. During the tapping process, the exhaust gas from the melting chamber 2 was used to continue preheating the cold iron source 15 in the first preheating chamber 3a. The temperature of the molten iron 16 at the tapping was about 1600°C. The carbon concentration in the molten iron was operated with a target of 0.060% by mass. After the tapping process, the state of the molten iron 16 was maintained while blowing oxygen and coke, and the above-described ⁇ preparation process> and thereafter were repeated for a total of 20 charges.
  • Comparative example 1 In the temperature raising process, the cold iron source supporter 11 and the image device 30 are not used (that is, the cold iron source supporter 11 is left open throughout the entire process, and the state inside the furnace is not visually confirmed. ), the extruder 10 was operated according to the operator's empirical judgment to raise the temperature. Otherwise, charging was repeated 20 times in the same manner as in the invention example.
  • Comparative example 2 In the temperature rising process, without using the video device 30 (that is, without visually confirming the state inside the furnace), the cold iron source support machine 11 and the extruder 10 are operated based on the operator's empirical judgment, The temperature was raised. Otherwise, charging was repeated 20 times in the same manner as in the invention example.
  • the average time (minutes) required for each process in 20 charges, the average power consumption unit (kWh/t) required for the entire manufacturing process, and the mixing of the cold iron source into the molten iron in the heating process The frequency (times/charge), the average noise level (dB) in the electric furnace during operation, and the average carbon concentration (mass %) in the molten iron were evaluated. Table 1 shows the results.
  • the average power unit consumption was calculated as the amount of power used per 1 ton of molten iron tapped for 20 charges.
  • the mixing frequency of the cold iron source was calculated by dividing the number of times the loud sound generated when the cold iron source collapsed was confirmed by the number of charges.
  • the noise level of the electric furnace was measured by installing a decibel meter at a position 5 m away from the electric furnace. The noise level of the electric furnace is an index for determining the quality of slag forming, and the lower the noise level, the more stable the arc. Measurements were performed during the melting process and the heating process, and the average value was calculated.
  • the carbon concentration in the molten iron was measured by inserting the carbon concentration measuring probe into the molten iron together with the temperature measuring probe, and the average value of all charges was calculated.
  • the invention examples can significantly shorten the time required for the melting step and the temperature raising step, shortening the time required for the entire manufacturing process and reducing the power consumption rate. led to a decrease.
  • the power unit consumption was 385 kWh/t in Comparative Example 1 and 380 kWh/t in Comparative Example 2, whereas the invention example was able to operate with power saving up to 365 kWh/t (where t is steel output (meaning tonnes, which is the volume of molten iron that is melted).
  • This reduction in power consumption in the example of the invention is achieved by appropriately controlling the cold iron source support machine by using the video device to reliably prevent the cold iron source from collapsing and avalanching during the temperature rising process.
  • the carbon concentration in the molten iron was 0.055% by mass in Comparative Example 1 and 0.057% by mass in Comparative Example 2 with respect to the target of 0.060% by mass, whereas in the invention example It was 0.059% by mass, a value closer to that of the comparative example, and it became possible to control the carbon concentration in the molten iron more easily and accurately.
  • the reason why the carbon concentration decreased is presumed to be that the cold iron source 15 was mixed into the molten iron 16 whose temperature was being raised, resulting in a decrease in temperature raising efficiency.

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Abstract

溶鉄の昇温効率を高めて製造コストを低減する。　予熱室と、溶解室と、前記予熱室を第１および第２予熱室に区画可能な冷鉄源支持機と、押し出し機と、前記第２予熱室内を観察可能な映像装置とを備える電気炉を用い、溶解工程と、昇温工程と、予熱工程と、出鋼工程とを有し、前記昇温工程において、前記映像装置から得られた、前記冷鉄源支持機を閉じた後の前記第２予熱室内の視覚情報に基づき、前記溶鉄の昇温を開始する、溶鉄の製造方法。

Description

映像装置を備える電気炉を用いた溶鉄の製造方法
　　本発明は、映像装置を備える電気炉を用いて、冷鉄源から溶鉄を製造する方法に関する。本発明は、特に、予熱室の冷鉄源を溶解室から切り分けて予熱室下部の様子を観察することにより、冷鉄源を溶解室へと確実に供給したうえで効率的に溶鉄を得ることのできる、溶鉄の製造方法に関する。
　　電気炉を用いた溶鉄の製造では、鉄系スクラップなどの冷鉄源をアーク熱で溶解して溶鉄を得るので、アーク熱を生成するために電力を多量に消費する問題がある。従来、電気炉での電力消費を抑えるために、（１）溶解する前の冷鉄源を、後段の工程で冷鉄源を溶解中に発生した高温の排ガスを利用して予熱する方法；（２）補助熱源としてコークスなどの炭材を溶解室中に吹き込む方法；などの方法が採られている。
　　上述の（１）の具体的な方法としては、溶解室の上部に冷鉄源を予熱する予熱室を連設し、先の工程において溶解室で発生した高温の排ガスを、冷鉄源が充填された予熱室内に通過させることにより冷鉄源を予熱させる方法が知られている。このように、予熱された冷鉄源を溶解させることで、溶解効率を向上させて電力消費を抑えることが期待される。
　　また、上述の（２）の具体的な方法では、炭材吹込みよる酸化鉄の還元と炭材の燃焼とによってＣＯガスが発生し、このＣＯガスによって溶融スラグが泡立つ、いわゆる「スラグフォーミング」が促進されることが知られている。このスラグフォーミングによりアークの輻射熱が軽減し、冷鉄源の溶解効率を向上させて電力消費を抑えることが期待される。
　　上述の（１）および（２）の方法を利用した電気炉として、例えば、特許文献１に開示される複合アーク溶解炉、特許文献２に開示されるアーク溶解設備が挙げられる。
　　特許文献１によれば、複合アーク溶解炉は、溶解室と、この溶解室内で発生する高温の排ガスを誘引できるシャフト形予熱室とからなる点に特徴がある。そして、特許文献１の複合アーク溶解炉では、予熱室内に充填された鉄系スクラップを効率的に予熱するために、予熱室内における鉄系スクラップの見掛け嵩密度を適正範囲に調整している。特許文献１の図には、予熱室の上部に設けた開閉可能な供給口が開示されており、該供給口を通じて供給され、予熱室で予熱された鉄系スクラップは、溶解室で溶解される速度に応じて、溶解室内に順次に連続的または間欠的に移動している。
　　また、特許文献２は、従来技術として、スクラップをプッシャー（押し出し機）によりアーク炉に連続的に供給する技術；フィンガー（冷鉄源支持機）と呼ばれるストッパーを開放することによりスクラップをアーク炉に供給する技術；をそれぞれ紹介しながらも、特許文献２の技術では、むしろプッシャーやフィンガー等のスクラップ搬送供給設備を備えないことにより、排ガス温度を高めてスクラップを予熱している。そして、特許文献２でも、溶解炉内でスクラップが溶解することにより、予熱シャフトのスクラップが溶解炉に供給されている。
特開２０１２－１８０５６０号公報 特開平１０－２９２９９０号公報
　　ここで、溶鉄の製造においては、冷鉄源を溶解して溶解室内に設計上所定の溶鉄量が溜まった段階で、溶鉄を予め設定された温度まで更に昇温してから出鋼することが通常である。この昇温は、得られた溶鉄を電気炉の外部に搬送した後の、例えば成分調整、鋳造といった次工程で必要な溶鉄の温度を確保するための工程であり、昇温温度は、該次工程までの溶鉄の搬送時の温度低下を考慮して設定される。しかしながら、本発明者らが検討したところ、特許文献１，２の技術はいずれも、予熱室の次チャージの鉄系スクラップを溶解室から完全に切り分けることについて何ら検討していないため、この昇温中に比較的低温の鉄系スクラップが溶鉄内に入り込んで昇温効率を低下させてしまう問題が明らかとなった。このように、次チャージの鉄系スクラップの一部が溶鉄に浸った状態では、溶鉄の温度が低下し、昇温期の延長を招いて無駄なエネルギー損失が生じるため、電力消費を良好に低減できない。
　　また、溶鉄と接触した鉄系スクラップの一部に熱が伝わり、予熱室内下部の鉄系スクラップが局所的に溶解することにより、予熱室内の鉄系スクラップが崩落して溶解室内になだれ込む問題も生じた。このとき、鉄系スクラップが電極までなだれ込み、電極折損を引き起すという深刻な事態も確認された。
　　一方、電気炉操業では、鋼種によって要求される溶鉄の成分組成（例えば、Ｃｕ、Ｃｒ、Ｐの量など）が様々であるため、冷鉄源を複数種組み合わせて配合を調整している。しかし、特許文献１，２の技術では、供給する冷鉄源の種類を次チャージで変更させる場合、現在溶解しているチャージ用と次チャージ用とで鉄系スクラップを良好に切り分けることができず、したがって、次チャージ用の鉄系スクラップまで一部溶解して、溶鉄の成分や製造量を厳密に制御することが困難であった。
　　以上の検討から、本発明者らは、溶鉄製造において昇温効率を高めて電力消費を低減するため、更に好適には、製造する溶鉄の成分を厳密に制御するために、溶鉄の昇温時において予熱室内の冷鉄源と溶解室内の溶鉄とを正確に切り分ける操業が必要であるとの知見に至った。
　　上記知見に基づき、本発明者らはまず、予熱室の一区画内に冷鉄源を保持することが可能な冷鉄源支持機を設け、溶鉄の昇温中は、予熱室内の冷鉄源を溶解室から切り離しておくことに着目した。
　　しかしながら、上記手法によっても、依然として昇温効率が顕著に改善されない場合があった。この点について本発明者らが更に検討したところ、冷鉄源支持機によって予熱室内の冷鉄源を溶解室から切り離した場合であっても、冷鉄源支持機の下方（予熱室の下部）に溶解室へと供給されなかった冷鉄源が残存する場合があり、この残存する冷鉄源が昇温中の溶鉄の中に意図せずに混入する事態が確認された。したがって、溶鉄の昇温効率を確実に高めるには、溶鉄の昇温中に、冷鉄源支持機により冷鉄源を溶解室から切り離したうえで、冷鉄源支持機の下方にも冷鉄源が残存しないことを確実にすることが更に必要であるとの知見に至った。
　　本発明は、上記事情に鑑みてなされたものであり、溶鉄の昇温効率を高めて製造コストを低減することのできる、電気炉による溶鉄の製造方法を提供することを目的とする。また、本発明は、好適には更に、得られる溶鉄の成分を良好に制御することも目的とする。
　　本発明者らが上記課題を解決すべく鋭意検討を重ねた結果、（１）予熱室を冷鉄源の導入側（通常は鉛直方向上方）および溶解室側（通常は鉛直方向下方）の２つに区画可能な冷鉄源支持機を、予熱室に設けることにより、予熱室内の冷鉄源を昇温中の溶解室から良好に切り離せること；（２）予熱室に押し出し機を設けることにより、予熱室の下方に位置する冷鉄源を溶解室へと良好に供給できること；（３）予熱室の下方を観察可能な映像装置を更に設けることにより、昇温中の溶鉄内に意図せずに混入し得る冷鉄源の存在の有無を確認でき、仮にこのような冷鉄源の存在が確認された場合は、溶鉄の昇温に先立って対処し得るので、予熱室内の冷鉄源を昇温中の溶解室から正確に切り離せること；を新規に見出した。そして、このように、冷鉄源の意図せぬ混入を防止して溶鉄を昇温することにより、昇温効率を高め、製造上の電力原単位を効果的に低減できることも見出した。
　　本発明は、上記の知見に基づきなされたもので、以下を要旨とする。
　　１．冷鉄源を予熱する予熱室と該予熱された冷鉄源を溶解して溶鉄とする溶解室とを備える電気炉を用いる、溶鉄の製造方法であって、
　　前記電気炉は、前記冷鉄源の導入側の第１予熱室および前記溶解室側の第２予熱室に前記予熱室を区画して開閉可能な冷鉄源支持機と、前記第２予熱室から前記溶解室側へ進退可能な押し出し機と、前記第２予熱室内を観察可能な映像装置と、を更に備え、
　　前記冷鉄源支持機を開けた状態にて、前記予熱室に供給されて予熱された冷鉄源を前記押し出し機によって前記溶解室に供給し、前記溶解室に供給された冷鉄源をアーク熱によって溶解して溶鉄を得る溶解工程と、
　　前記冷鉄源支持機を閉じて（つまり、前記第１予熱室を前記溶解室から遮断した状態で）、前記第１予熱室に新たな冷鉄源（次チャージ用冷鉄源）を導入するとともに、前記溶解室内の前記溶鉄を昇温させる溶鉄の昇温工程と、
　　前記第１予熱室内の前記新たな冷鉄源を、前記昇温工程の余熱により予熱する予熱工程と、
　　前記昇温された溶鉄を前記電気炉の外部に導出する出鋼工程と、を有し、
　　前記昇温工程において、前記映像装置から得られた、前記冷鉄源支持機を閉じた後の前記第２予熱室内の視覚情報に基づき、前記溶鉄の昇温を開始する、溶鉄の製造方法。
　　２．さらに、前記出鋼工程の終了後に、前記冷鉄源支持機を開けて前記予熱された新たな冷鉄源を前記第１予熱室から前記第２予熱室へと供給する準備工程を有し、
　　前記準備工程の後に、前記溶解工程、昇温工程、予熱工程および出鋼工程を順に行う、前記１に記載の溶鉄の製造方法。
　　３．前記準備工程において、前記押し出し機の前記溶解室側先端を前記第２予熱室と前記溶解室との境界に位置させた状態で、前記冷鉄源支持機を開ける、前記２に記載の溶鉄の製造方法。
　　４．前記昇温工程において、前記映像装置により、前記冷鉄源支持機を閉じた後の前記第２予熱室内に前記冷鉄源が残存していないことを確認した後に、前記溶鉄の昇温を開始する、前記１～３のいずれかに記載の溶鉄の製造方法。
　　５．前記昇温工程において、前記映像装置により、前記冷鉄源支持機を閉じた後の前記第２予熱室内に前記冷鉄源が残存していることを確認した場合に、
　　前記押し出し機によって前記残存する冷鉄源を前記溶解室に供給し、前記第２予熱室内に前記冷鉄源が残存していないことを確認した後に、前記溶鉄の昇温を開始する、前記１～３のいずれかに記載の溶鉄の製造方法。
　　６．前記溶解工程において、前記映像装置により、所定量の前記冷鉄源が前記溶解室へ供給されたことを確認した後に、前記昇温工程を行う、前記１～５のいずれかに記載の溶鉄の製造方法。
　　本発明によれば、溶鉄の昇温効率を向上させて高いエネルギー利用効率で溶鉄を製造することができ、製造コストの低減が可能となる。また、本発明によれば、好適には更に、得られる溶鉄成分の正確な制御も可能となる。
本発明の一実施形態で使用する、映像装置を備えた電気炉の縦断面図である。 本発明の一実施形態に従った準備工程を説明する概念図である。 本発明の一実施形態に従った溶解工程を説明する概念図である。 本発明の一実施形態に従った昇温工程を説明する概念図である。 本発明の一実施形態に従った出鋼工程を説明する概念図である。
　　次に、本発明の実施形態について、具体的に説明する。
　　以下の実施形態は、本発明の好適な一例を示すものであり、これらの例によって何ら限定されるものではない。
　（溶鉄の製造方法）
　　本発明の溶鉄の製造方法は、所定の構造を有する電気炉を用いる方法であって、予熱室において予熱された冷鉄源を押し出し機で溶解室に供給し、溶解室においてアーク熱で溶解して溶鉄を得る溶解工程と、冷鉄源支持機を閉じた状態で溶鉄を昇温させる昇温工程と、昇温工程の余熱により冷鉄源を予熱する予熱工程と、昇温された溶鉄を電気炉外部に導出する出鋼工程と、を有し、連続操業が可能である。また、本発明の溶鉄の製造方法は、任意に、出鋼後に冷鉄源支持機を開けて、予熱された冷鉄源を第１予熱室から前記第２予熱室へと供給する準備工程を更に有し、任意にその他の工程を更に有し得る。そして、本発明の昇温工程では、第２予熱室内を観察するための映像装置から得られた視覚情報に基づき、溶鉄の昇温を開始する。
　　第２予熱室内の視覚情報に基づいて、溶鉄の昇温環境を適切かつ適時に制御することにより、溶鉄の昇温中に意図しない冷鉄源の混入を防ぐことができ、溶鉄の昇温効率を効果的に高めることができる。
　［電気炉］
　　以下、本発明が好適に用い得る電気炉について、図を参照して詳述する。
　　電気炉１は、冷鉄源１５をアーク１８からの熱によって溶解して溶鉄１６を得る溶解室２と、冷鉄源１５を予熱し、予熱された冷鉄源１５を押し出し機１０で溶解室２に供給するために、溶解室２に連通されたシャフト型の予熱室３と、任意の位置に設置された映像装置３０とを備える。予熱室３の鉛直方向任意の位置には、開閉可能な冷鉄源支持機１１が設けられている。冷鉄源支持機１１は、例えば電気炉１の断面方向または水平方向に開閉可能である。この冷鉄源支持機１１を開くことにより予熱室３が一つの空間を有することができ、反対に、この冷鉄源支持機１１を閉じることにより予熱室３が冷鉄源の導入側（鉛直方向上部）に区画された第１予熱室３ａと、溶解室側（鉛直方向下部）に区画された第２予熱室３ｂとの２つの空間を有することができる。押し出し機１０は通常、この第２予熱室３ｂに設けられ、一方の先端が該第２予熱室３ｂとこれに隣接する溶解室２との間の任意の位置まで進退して移動可能である。映像装置３０によって、第２予熱室３ｂ内の様子を適時、必要によっては常時確認することができる。
　　原料となる冷鉄源１５は、例えばスクラップ置き場に種類別に仮置きされ、そのなかから製造すべき溶鉄の鋼種に応じた適切な種類と質量割合とで配合される。配合された冷鉄源１５は、底開き型の供給用バケット１４に装入され、走行台車２３を介して冷鉄源供給口１９の上方の所望の位置まで運ばれる。次に、冷鉄源供給口１９を開けて、冷鉄源１５を上方から予熱室３へと供給する。このとき、予熱室３の略中段に備えられた開閉可能な冷鉄源支持機（フィンガー）１１は開いた状態であるので、供給された冷鉄源１５は、冷鉄源支持機１１の上部を占め得る第１予熱室３ａ、および、冷鉄源支持機１１の下部を占め得る第２予熱室３ｂにわたって充填される。
　　冷鉄源１５の供給は、１チャージ用の量の冷鉄源１５を複数回に分けて供給用バケット１４に装入して行うことができる。例えば、冷鉄源１５の１チャージ用の量が設計上１３０トンであり、これを１３回に分けて供給用バケット１４から供給する場合、１０トン×１３回＝計１３０トンと、１回あたり１０トンずつ供給することになる。
　　冷鉄源１５としては、通常、製鉄所で発生する自所屑、市中から発生するスクラップ、溶銑を固めた銑鉄などが挙げられるが、これらに限定されない。冷鉄源１５には、有機物質（例えば、プラスチック、ゴム、バイオマス）が混入していてもよい。
　　一方、溶融スラグ１７を生成させるための造滓材としては生石灰や石灰石が挙げられるが、これらに限定されない。造滓材として、軽焼ドロマイト、または、製鋼などで発生するリサイクルスラグを使用してもよい。溶解室２上部に設けられた副原料シュート（図示せず）から造滓材を供給することができる。
　　予熱室３（第１予熱室３ａおよび第２予熱室３ｂ）において、充填された冷鉄源１５が任意の方法で予熱される。例えば、先に溶解室２で発生した高熱の排ガスを第１予熱室３ａおよび第２予熱室３ｂへと通過させることにより冷鉄源１５を予熱すれば、製造効率を高めることができるので好適である。この場合、予熱室３の上側部に排気ダクト２０を設け、このダクト２０を吸引ブロワ（図示せず）に接続してもよい。この吸引ブロワによる吸引により、溶解室２で発生した高温の排ガスを予熱室３に流入して通過させ、予熱室３内を上昇した後にダクト２０から排気することができる。ダクト２０の途中には集塵機（図示せず）を設けてもよい。
　　予熱に好適に利用し得る高温の排ガスは、後述する、主たる熱源としてのアーク加熱部、補助熱源としての炭材、バーナー９などによる溶解・昇温によって発生し、ＣＯ、ＣＯ２、未反応のＯ２、および開口部などから流入する外気などを含み得る。
　　第２予熱室３ｂには、該第２予熱室３ｂ内に存在する予熱された冷鉄源１５を、予熱室３に連結された溶解室２内へと押し出し供給するための押し出し機１０（プッシャー）が設けられている。この押し出し機１０は、溶解室２の側壁を貫通して、アーク１８により生じるアーク加熱部（本実施形態では溶解室の略中心）へと向かう方向に沿って進退可能に設けることができ、これにより予熱された冷鉄源１５を第２予熱室３ｂから溶解室２のアーク加熱部へと押し出すことができる。押し出し機１０は駆動装置（図示せず）により駆動させてもよい。
　　なお、溶解室２と予熱室３（第２予熱室３ｂ）との境界は、予熱室３の側壁のうち、溶解室２を構成する炉蓋５と接続される部分を出発して鉛直方向下方に延びる想像上の面とする。
　　溶解室２は、炉壁４および炉蓋５で区画されており、炉壁４は水冷構造とすることが好ましく、炉蓋５は開閉可能な水冷構造とすることが好ましい。溶解室２の水平方向略中央部に、炉蓋５を貫通して上方から複数本の電極６を挿入し、これらの電極６間でアーク１８を発生させることにより、冷鉄源１５を溶解する主たる熱源としてのアーク加熱部を構成することができる。通常、電極６は黒鉛を主体として構成され、上下移動可能である。
　　電気炉１のタイプとしては直流式と交流式とがあるが、本実施形態に例示する電気炉１は交流式であり、上述した電極６を有する。一方、電気炉１が直流式の場合は、炉底と溶解室上部のそれぞれに電極を設け、その電極間でアークを飛ばして冷鉄源を溶解させてもよい。本発明は直流式の電気炉による溶鉄の製造にも適用可能である。
　　溶解室２には、炉蓋５を貫通して上方から酸素吹き込みランス７および炭材吹き込みランス８を挿入してもよい。炭材吹き込みランス８は、空気や窒素などの搬送用ガスを通じて、補助熱源としての、コークス、チャー、石炭、木炭、黒鉛などの１種以上からなる炭材を溶融スラグ１７に吹き込むことができる。また、酸素吹き込みランス７は、酸素（純酸素や、例えば純酸素と空気とが混合された酸素含有ガス）を噴射供給して、この酸素により溶融スラグ１７を押しのけて溶鉄１６に酸素を直接吹き込むことができる。酸素を吹き込まれた溶鉄１６は、所望の炭素量にまで脱炭される。
　　酸素および炭材の添加方法としては、ランスによる吹き込み以外に、溶解室２の上方から浴（溶鉄１６または溶融スラグ１７）中へインジェクションする方法、炉底に専用のノズルを設けて底吹きインジェクションする方法などを採用してもよい。また、酸素および炭材の吹き込みランス７，８は、溶鉄１６および溶融スラグ１７にそれぞれ浸漬させてもよいが、図２に示す実施形態のように溶鉄１６および溶融スラグ１７に浸漬させることなく、溶鉄１６および溶融スラグ１７の湯面（界面）レベルの変動に応じて界面上方で追従する方式としてもよい。また、炉壁４に酸素吹き込みランス７を設置し、炉壁４から酸素を吹き込む方式でもよい。
　　溶解室２にはまた、炉蓋５を貫通して上方から、および／または、炉壁４を貫通して斜め上方からバーナー９を挿入してもよい。このバーナー９は、重油、灯油、微粉炭、プロパンガス、天然ガスなどの化石燃料を支燃ガス（酸素、空気または酸素富化空気）によって燃焼させる助燃バーナーの役割を果たす。溶鉄１６を出鋼する際には、未溶解の冷鉄源１５が溶鉄１６内に残っていない状態とする必要がある。ここで、電極周辺の冷鉄源は比較的早く溶解するが、電極から離れた場所、いわゆるコールドスポットにある冷鉄源は溶解が比較的遅く、溶解室内での冷鉄源の溶解速度が不均一となることがある。このような場合に、例えば昇温工程において、バーナー９を用いて未溶解の冷鉄源１５の溶解を効率的に助けることができる。バーナー９は、後述する出湯口１２の真上近傍の位置、換言すれば、コールドスポットが生じ易い位置に配置することが好ましい。
　　溶解室２には更に、予熱室３とは反対側の炉底に出湯口１２を、該出湯口１２の上方の炉壁４に出滓口１３を、それぞれ設けてもよい。出鋼工程以外の工程中は、出滓口１３は出滓用扉２２により閉塞されている。また、出鋼工程以外の工程中は、出湯口１２は、内部に充填される詰め砂やマッド剤と、これらを炉外側で押さえる出湯用扉２１とで閉塞されている。得られた溶鉄１６は、出湯用扉２１を開けて出湯口１２から出鋼することができる。また、溶鉄１６の製造とともに生じた溶融スラグ１７は、出滓用扉２２を開けて出滓口１３から排滓することができる。
　　映像装置３０により、第２予熱室内を観察可能である。映像装置３０は、特に限定されず、観察対象を撮像可能な装置であればよく、通常はレンズおよびカメラを備える。映像装置３０の先端に設置したレンズ（図示せず）の周囲に、任意の流速の冷却用気体を流すことが好ましい。映像装置３０を適切に冷却することにより、電気炉内の高温にも耐え得るようにすること、スラグや溶鋼が飛散してきた場合に視野が狭まるのを防ぐことができる。冷却用気体としては、空気、並びに、窒素などの不活性ガスが挙げられる。
　　映像装置３０は、第２予熱室３ｂ内の様子を良好に把握する観点から、第２予熱室３ｂを構成する側壁に設置することが好ましい。この場合、予熱室３の側壁に対しても、水冷または空冷などの冷却を行うことが好ましい。設置方法は特に限定されないが、映像装置３０を第２予熱室３ｂの側壁に設置する場合、映像装置３０を、該側壁に空けた孔（図示せず）に通して取り付ければ、レンズを第２予熱室３ｂ内に位置させつつカメラを電気炉１の外部に位置させることができ、鮮明な映像視野と簡便な作業性とを両立できるので好適である。映像装置３０で取り込んだ映像は、一般的にはケーブル（図示せず）を介して、オペレーターが操作する操作室のモニターや記録装置（いずれも、図示せず）へ繋ぐ。
　　更には、図示しないが、映像装置を利用して、第１予熱室３ａ内の様子をも把握することが好ましい。第１予熱室３ａ内の様子をも視覚的に確認できれば、例えば、予熱室に充填された冷鉄源１５の高さを確認しながら、該高さを一定範囲に保つように冷鉄源を供給することができるので、冷鉄源の予熱を更に効率的に行うことができる。第１予熱室３ａ内の様子を観察するには、例えば、追加の映像装置を、第１予熱室３ａを構成する側壁に設置することができる。
　［溶解工程］
　　本発明の溶解工程では、図２Ｂを参照して、冷鉄源支持機１１を開けた状態で、予熱室３で予熱された冷鉄源１５を押し出し機１０によって溶解室２に供給し、溶解室２に供給された冷鉄源１５をアーク熱によって溶解して溶鉄１６を得る。押し出し機１０を図２の矢印方向に繰り返し進退させることにより、第２予熱室３ｂ内に充填された冷鉄源１５を順次押し出す。これに伴って予熱室３内に充填されている冷鉄源１５が順次降下するので、それに応じて、供給用バケット１４から予熱室３内に新たな冷鉄源１５を供給することを繰り返し行う。これにより、１チャージ用の量の冷鉄源を溶解することができる。
　　ここで、溶解により溶解室で発生した高温の排ガスを、例えば電気炉について上述した手法により予熱室３に流入させ、予熱室３に充填されている冷鉄源１５を効率的に予熱しておくことが、製造効率の観点から好ましい。本実施形態の場合、予熱室２に流入する排ガスの温度は１０００～１５００℃程度である。
　　溶解工程における溶融スラグ１７には、酸素の吹込みに起因して生成された酸化鉄（ＦｅＯ）が含まれることがある。したがって、上述した手法に従って、溶融スラグ１７に炭材を吹込んでＦｅＯを還元することが好ましい。また、吹き込んだ炭材の燃焼によってＣＯガスが発生して溶融スラグ１７が泡立つ、いわゆる「スラグフォーミング」状態とすることが好ましい。スラグフォーミングによりアーク１８の輻射熱が軽減し、冷鉄源１５の溶解効率をより向上させることができる。より高い溶解効率で溶解時間が短縮されることで、スラグフォーミング状態を安定に維持できる時間を延長でき、エネルギー効率を更に向上させることができる。
　　溶解工程では、映像装置３０により、１チャージ用の所定量の冷鉄源１５が溶解室２へ供給されたことを視覚で確認した後に、次の昇温工程へと移行すると同時に冷鉄源支持機１１を閉じることが好ましい。このように、１チャージ用の所定量の冷鉄源１５が溶解室２へ供給されたことを映像装置３０で確認することにより、続く溶鉄１６の昇温中に意図しない冷鉄源１５の溶鉄への混入をより防ぎ、次の昇温工程をより高効率で行うことができる。
　　なお、電気炉１における、あるチャージ用の操業開始時（つまり冷鉄源１５の初回供給時）には、溶解室２内に冷鉄源１５を均一に供給するために、炉蓋５を開けた状態で、予熱室３とは反対側の溶解室２の空間内（図２における電極６よりも紙面右側）に冷鉄源１５および必要に応じて炭材を予め供給してもよい。或いは、冷鉄源１５の供給の際に、溶銑も溶解室２に供給してもよい。溶銑は、供給用取鍋（図示せず）または溶解室２に通じる溶銑樋（図示せず）により溶解室２に供給することができる。
　［昇温工程］
　　本発明の昇温工程では、図２Ｃを参照して、冷鉄源支持機１１を閉じて第１予熱室３ａを溶解室２から遮断した状態で、前の溶解工程で得られた溶鉄１６を所望の温度まで更に昇温させる。昇温工程後に出鋼され、成分調整および鋳造などの電気炉外での次工程まで搬送された溶鉄１６は、該次工程で必要とされる所望の高温状態を保っている必要がある。したがって、昇温工程において、出鋼工程後の電気炉外での次工程への移行の際の温度低下を加味した設計上定められた温度まで溶鉄１６を昇温しておく必要がある。所定の温度まで溶鉄１６を昇温しなければ、出鋼することができない。また、昇温工程では、冷鉄源支持機１１を閉じて第１予熱室３ａを溶解室２から遮断した状態で、第１予熱室３ａに内の次チャージ用の新たな冷鉄源１５を導入する。この昇温工程においては、映像装置３０から得られた、冷鉄源支持機１１を閉じた後の第２予熱室３ｂ内の視覚情報に基づき、溶鉄１６の昇温を開始することが肝要である。例えば、冷鉄源支持機１１を閉じた後の第２予熱室３ｂ内に、溶解室２内に供給されずに残された冷鉄源１５が存在している場合、この状態で昇温を行ってしまうと、昇温中の比較的高温の溶鉄１６の中に、比較的低温の冷鉄源１５が望まずに混入して溶鉄１６の温度を低下させてしまう。これは、電力消費の大きい昇温工程の効率を低下させ、製造コストの増大に繋がる。したがって、第２予熱室３ｂ内の様子を視覚的に確認してから、昇温工程を開始する必要がある。
　　従来技術では、第２予熱室３ｂの様子を視覚的に確認することができなかったため、昇温のタイミングはオペレーターの経験によってなされていた。しかし、本発明では、昇温効率を妨げる要因が存在しないことを視覚情報で確認してから昇温のタイミングを決定することができるので、昇温効率、ひいては製造効率を格段に向上させることができる。
　　上述の観点から、昇温工程においては、映像装置３０により、冷鉄源支持機１１を閉じた後の第２予熱室３ｂ内に冷鉄源１５が残存していないことを視覚的に確認した後に、溶鉄１６の昇温を開始することが好ましい。映像装置３０により冷鉄源１５が残存していないことを確認できた場合は、そのまま昇温を開始すればよい。
　　一方、映像装置３０により、冷鉄源支持機１１を閉じた後の第２予熱室３ｂ内に冷鉄源１５が残存していることを確認した場合には、押し出し機１０によってこの残存する冷鉄源１５溶解室２に強制的に供給したうえで、第２予熱室３ｂ内に冷鉄源１５が残存していないことを確認した後に、溶鉄１６の昇温を開始することが好ましい。
　　このように、第２予熱室３ｂ内に冷鉄源１５が確実に存在しない状態で溶鉄１６の昇温を行うことにより、昇温中の溶鉄１６の温度を低めることなく昇温効率をより高めることができる。
　　溶解工程と同様に、昇温工程においても、スラグフォーミング状態を安定的に維持して、エネルギー効率を更に向上させることが好ましい。従来技術では、昇温工程中の溶解室２内に予熱室３内から冷鉄源１５がなだれ込んでしまい、スラグフォーミングが沈静化する事態、また、これによりアーク１８が不安定になって昇温効率が低下する事態があった。一方、本実施形態では、昇温工程中の第１予熱室３ａ内の冷鉄源１５は、冷鉄源支持機１１によって溶解室２から物理的に完全に遮断されており、かつ、第２予熱室３ｂ内が昇温を開始するのに適した状態であることを視覚的に確認できるため、昇温工程中の冷鉄源１５のなだれ込みを確実に抑止し、スラグフォーミングおよびアーク１８を安定的に維持すること、ひいては、昇温効率を高めることができる。
　　ここで、昇温工程では、次チャージ用の冷鉄源１５を第１予熱室３aに供給する。昇温工程では、冷鉄源支持機１１を閉じて第１予熱室３ａを溶解室２から遮断した状態であり、かつ、第２予熱室内の様子を視覚的に確認できるため、例え、現チャージ用の冷鉄源１５が第２予熱室３ｂに残存していても、これと第１予熱室３ａ内の次チャージ用冷鉄源１５とを正確に切り分けることができる。従来技術では、冷鉄源支持機１１を備えない、または、第２予熱室３ｂの様子を視覚的に確認できなかったため、現チャージ用と次チャージ用との冷鉄源１５の切り分けはオペレーターの経験によってなされていた。しかし、本発明では、冷鉄源支持機１１と、映像措置３０と、更には残存する冷鉄源１５を溶解室２に強制的に供給し得る押し出し機１０とを備えているので、現チャージ用の冷鉄源１５を次チャージ用の冷鉄源１５に混入させることなく、正確に分けて扱うことができる。これは、特には、次チャージにおいて現チャージとは異なる成分または特性の溶鉄１６を製造する場面で、非常に有用である。
　［予熱工程］
　　本発明の予熱工程では、第１予熱室３a内の新たな冷鉄源（次チャージ用冷鉄源）１５を、昇温工程からの余熱により予熱する。したがって、予熱工程は、昇温工程とほぼ同時に進行する。予熱は、昇温中に発生した高温の排ガス等の余熱を、例えば電気炉について上述した手法により第１予熱室３ａに流入させて行うことができる。昇温工程では、溶解室２を、例えば１６００℃程度もの高温状態にするため、第１予熱室３ａ内に充填されている次チャージ用の冷鉄源１５を効率的に予熱し、次チャージにおける溶解効率を高めることができる。予熱工程において、第１予熱室３ａに流入する排ガスの温度は１０００～１６００℃程度である。
　　設定された温度まで溶鉄１６が昇温されたら、次の出鋼工程に移る。
　［出鋼工程］
　　本発明の出鋼工程では、図２Ｄを参照して、冷鉄源支持機１１を閉じた状態で、昇温された溶鉄１６を電気炉１の外部に導出する。このようにして、１チャージ分の溶鉄１６を得ることができる。具体的な出鋼の手法は、電気炉について上述した手法に従えばよい。
　　また、出鋼工程では、第１予熱室３ａ内の次チャージ用の冷鉄源１５を引き続き予熱することが好ましい。出鋼工程で、第１予熱室３ａ内の次チャージ用の冷鉄源１５を予熱する際も、昇温工程から残存する高温の排ガス等の余熱を、例えば電気炉について上述した手法により第１予熱室３ａに引き続き流入させて行うことができる。第１予熱室３ａに流入する排ガスの温度は１１００～１６００℃程度である。
　［準備工程］
　　本発明の製造方法が任意に有し得る準備工程では、図２Ａを参照して、出鋼工程の終了後に冷鉄源支持機１１を開けて、上述の昇温工程および場合によっては出鋼工程において予熱された新たな冷鉄源（次チャージ用冷鉄源）１５を第１予熱室３ａから第２予熱室３ｂへと供給する。これにより、次チャージ用の製造準備が整う。そして、次チャージ用の冷鉄源１５に対して、上述した溶解工程、昇温工程、予熱工程および出鋼工程を順に繰り返すことにより、複数チャージ用を連続操業することができる。準備工程で第２予熱室３ｂに供給される冷鉄源１５は、既に十分に予熱されているため、続く溶解工程以降を効率的に行うことができる。
　　準備工程では、押し出し機１０の溶解室２側先端を第２予熱室３ｂと溶解室２との境界に位置させた状態（図２Ａを参照）で、冷鉄源支持機１１を開けることが好ましい。これにより、次の溶解工程に際して冷鉄源１５が溶解室２へとなだれ込むことを防止し、溶解効率の低下を防ぐこと、電極等の破損を防ぐことができる。
　［その他の工程］
　　その他の工程としては、特に限定されることなく、例えば、生成した溶融スラグ１７を電気炉の外に出す排滓工程が挙げられる。排滓工程は、例えば電気炉について上述した手法に従って行うことができる。
　　以下、本発明について実施例に基づき具体的に説明する。なお、以下の実施例は、本発明の好適な一例を示すものであり、本発明を何ら限定するものではない。また、以下の実施例は、本発明の趣旨に適合し得る範囲で変更を加えて実施することも可能であり、そのような態様も本発明の技術的範囲に含まれる。
　発明例
　　図１に示す溶解室２と、予熱室３と、冷鉄源支持機１１と、押し出し機１０と、第２予熱室３ｂに設置された映像装置３０とを備えた電気炉において、冷鉄源を溶解して溶鉄を製造した。この電気炉の設備諸元を以下に示す。
　　　溶解室：炉径７ｍ、炉高５ｍ
　　　予熱室：幅３ｍ、奥行き４ｍ、高さ８ｍ
　　　炉容量：２１０トン
　　　電力：交流５０Ｈｚ
　　　トランス容量：７５ＭＶＡ
　　　電極数：３
　　また、電気炉の基本的な操業条件を以下に示す。
　　　冷鉄源の１チャージ当たりの供給量：約１３０トン
　　　冷鉄源の１回当たりの供給量：約１０トン
　　　冷鉄源の１チャージ当たりの供給回数：１３回
　　　１チャージ分の出鋼量：約１２０出鋼トン
　　　酸素吹込みランスでの酸素原単位：約２０Ｎｍ３／出鋼トン
　　　炭材吹込みランスでの炭材原単位：約２０ｋｇ／出鋼トン
　　　造滓材としての石灰原単位：約１８．８ｋｇ／出鋼トン
　　ただし、「出鋼トン」とは、出鋼された溶鉄の容量（単位：トン）を意味し、「／出鋼トン」とは、出鋼された溶鉄１トン当たりを意味する。
　　冷鉄源は、日本鉄源協会の「鉄系スクラップ検収統一規格」に規定されている原料から、以下に示す配合（配合比率の合計：１００％）で使用した。
　　　ヘビー（等級：Ｈ２）、配合比率６０％
　　　新断（等級：バラＡ）、配合比率２０％
　　　シュレッダー（等級：Ａ）、配合比率１０％
　　　故銑（等級：Ａ）、配合比率５％
　　　鋼ダライ粉（等級：Ａ）、配合比率５％
　　同じ成分の溶鉄を２０チャージ分連続で製造するにあたり、まず、溶解室２内および予熱室３内に、冷鉄源１５を２１０トン供給し、溶解室２内および予熱室３内に冷鉄源１５が連続して存在する状態の下に溶解を進行させた。溶解室２内に約２００トンの溶鉄１６が生成した段階で昇温を行った。その後、８０トンを溶解室２内に残し、１チャージ分の１２０トンの溶鉄１６を出湯口１２から炉外の取鍋に出湯した。
　　上記昇温中に、冷鉄源支持機１１を閉じた状態で、１回分である約１０トン（または、複数回分の容量）の冷鉄源１５を第１予熱室３ａに供給した。このとき、前チャージにおける昇温工程の最中であり、溶解室２からの排ガスを利用して第１予熱室３ａ内の冷鉄源１５を予熱した。続く前チャージにおける出鋼工程においても、溶解室２からの排ガスを利用して第１予熱室３ａ内の冷鉄源１５を引き続き予熱した。
　＜準備工程＞
　　前チャージにおける出鋼工程終了後に、冷鉄源支持機１１を開けて、予熱された冷鉄源１５を第１予熱室３ａから第２予熱室３ｂへと供給した。このとき、押し出し機１０の溶解室２側先端は第２予熱室３ｂと溶解室２との境界に位置させた。
　＜溶解工程＞
　　冷鉄源支持機１１を開けた状態で、第２予熱室３ｂ内の冷鉄源１５を押し出し機１０によって溶解室２に供給し、電極６（黒鉛電極）によって発生させたアーク１８の熱によって冷鉄源１５を溶解して溶鉄１６とした。酸素吹き込みランス７からは純酸素を３０００～５０００Ｎｍ３／ｈｒで送り、炭材吹き込みランス８からはコークス粉を４０～８０ｋｇ／ｍｉｎで吹き込んだ。コークス粉は、固定炭素分８５質量％以上、水分１．０質量％以下、揮発分１．５質量％以下、平均粒径５ｍｍ以下であった。造滓材として使用した生石灰は、炉蓋５に設けられた副原料投入シュート（図示せず）から供給した。
　　溶解工程中は映像装置３０で第２予熱室３ｂ内を監視した。溶解室２内での冷鉄源１５の溶解および押し出し機１０による押し出しに伴って予熱室３内に充填された冷鉄源１５が順次降下した際に、供給用バケット１４で搬送された約１０トンの新たな冷鉄源１５を冷鉄源供給口１９から予熱室３内へと補充し、予熱室３内の冷鉄源１５の充填高さを一定範囲に保持した。この作業を計１３回分繰り返すことにより、溶解室２および予熱室３内に冷鉄源１５が連続して存在する状態で溶解を進行させ、１チャージ分である合計約１３０トンの冷鉄源１５を溶解室２内で溶解した。
　　実際には、前チャージで溶解室２内に残存させていた８０トンの溶鉄１６を含み、溶解室２には約２００トンの溶鉄１６が溜まった。チャージ前後で得られる溶鉄の成分等を変更させたい場合には、前チャージ分の溶鉄１６を溶解室２に残すことなく、次チャージの溶解を行えばよい。
　＜昇温工程＞
　　約２００トンの溶鉄１６が溶解室２内に溜まった段階で、冷鉄源支持機１１を閉じ、映像装置３０によって第２予熱室３ｂの様子を確認した。映像装置３０から得られた視覚情報の結果、第２予熱室３ｂに冷鉄源１５が残存している様子が確認された。したがって、直ちに昇温を開始することなく、残存した冷鉄源１５が溶解室２に供給されて第２予熱室３ｂ内に確認されなくなるまで押し出し機１０を繰り返し進退させた。そして、第２予熱室３ｂに冷鉄源１５が存在しないことを確認したうえで、昇温を開始した。昇温から約３～４分後に測温用プローブを溶鉄１６中に挿入し、溶鉄温度を測定した。このとき、溶鉄温度が設計上の昇温温度である１６００℃に達していれば、出鋼工程へ移行した。また、昇温温度に達していなければ、更に約１分間昇温後、溶鉄温度を再び測定し、出鋼可否を繰り返し行った。
　　また、上記昇温工程中に、冷鉄源支持機１１を閉じた状態で、次チャージの１回分である約１０トンの冷鉄源１５を第１予熱室３ａに供給した。
　＜予熱工程＞
　　第１予熱室３ａに供給された次チャージ用冷鉄源１５は、昇温工程と同時進行で、昇温による溶解室２からの予熱（排ガス）を利用して予熱した。
　＜出鋼工程＞
　　昇温後、約２００トンのうち８０トンの溶鉄１６を溶解室２内に残し、１チャージ分に相当する１２０トンの溶鉄１６を出湯口１２から炉外の取鍋に出鋼した。出鋼工程中も、溶解室２からの排ガスを利用して第１予熱室３ａ内の冷鉄源１５を引き続き予熱した。出鋼時の溶鉄１６の温度は約１６００℃であった。溶鉄中の炭素濃度は０．０６０質量％を目標として操業した。出鋼工程後も酸素およびコークスの吹込みを行いながら溶鉄１６の状態を維持し、再度、上述の＜準備工程＞以降を計２０チャージ繰り返した。
　比較例１
　　昇温工程において、冷鉄源支持機１１および映像装置３０を使用せず（つまり、全工程にわたって冷鉄源支持機１１を開けたまま、かつ、炉内の様子を視覚的に確認することなく）、オペレーターの経験上の判断で押し出し機１０を操作し、昇温を行った。それ以外は発明例と同様にして２０チャージ繰り返した。
　比較例２
　　昇温工程において、映像装置３０を使用せず（つまり、炉内の様子を視覚的に確認することなく）、オペレーターの経験上の判断で冷鉄源支持機１１および押し出し機１０を操作し、昇温を行った。それ以外は発明例と同様にして２０チャージ繰り返した。
　　発明例および比較例について、２０チャージにおける各工程に要した平均時間（分）、製造工程全体に要した平均の電力原単位（ｋＷｈ／ｔ）、昇温工程における冷鉄源の溶鉄への混入頻度（回／チャージ）、操業中の電気炉における平均の騒音レベル（ｄＢ）、溶鉄中の平均炭素濃度（質量％）を評価した。結果を表１に示す。
　　ここで、平均電力原単位は、２０チャージ分の出鋼された溶鉄の容量１トン当たりに対する電力使用量として算出した。
　　また、冷鉄源の混入頻度は、冷鉄源が崩落する際に発生する大きな音を耳で確認した回数をチャージ数で除することにより算出した。
　　また、電気炉の騒音レベルは、電気炉から５ｍ離れた位置にデシベル計を設置して計測した。電気炉の騒音レベルは、スラグフォーミングの良否を判定する指標であり、騒音レベルが低いほど、アークが安定していることを示す。計測は溶解工程および昇温工程中に行い、その平均値を算出した。
　　そして、溶鉄中の炭素濃度は、上記測温用プローブと一緒に、炭素濃度測定用プローブを溶鉄中に挿入して測定し、全チャージの平均値を算出した。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
　　表１からわかるとおり、比較例１および２と比較して発明例では、溶解工程および昇温工程に要する時間を大幅に短縮することができ、全製造工程に要する時間の短縮および電力原単位の低減につながった。電力原単位は、比較例１では３８５ｋＷｈ／ｔ、比較例２では３８０ｋＷｈ／ｔであったのに対し、発明例では３６５ｋＷｈ／ｔにまで省電力で操業できた（ここで、ｔとは出鋼された溶鉄の容量であるトンを意味する）。
　　発明例におけるこの電力原単位の低減は、映像装置の利用により、冷鉄源支持機を適切に制御して昇温工程中の冷鉄源の崩落・なだれ込みを確実に抑止し、昇温中の溶鉄への冷鉄源の意図しない混入を完全に抑止できたこと、これにより昇温工程を大きく短縮できたことに主に起因する。また、発明例では、騒音レベルも低下していることから、スラグフォーミングが良好に安定し、溶解効率が向上したことにも起因したものと推察される。更には、溶解工程において、第１予熱室３ａの側壁に設置された追加の映像装置の利用により、予熱室３内の冷鉄源の充填高さを確認し、適時、一定範囲内に保つことができたため、排ガスによる冷鉄源の着熱効率も高まり、溶解効率も高まったことにも起因したものと推察される。
　　そして、溶鉄中の炭素濃度は、目標である０．０６０質量％に対して、比較例１では０．０５５質量％、比較例２では０．０５７質量％であったのに対し、発明例では０．０５９質量％と比較例よりも近い値であり、溶鉄中の炭素濃度をより容易かつ正確に制御可能となった。なお、比較例において炭素濃度が低下したのは、冷鉄源１５が昇温中の溶鉄１６の中に混入して昇温効率が低下したことに起因したものと推察される。
　　本発明によれば、溶鉄の昇温効率を向上させて高いエネルギー利用効率で溶鉄を製造することができきる。
　１　　電気炉
　２　　溶解室
　３　　予熱室
　３ａ　第１予熱室
　３ｂ　第２予熱室
　４　　炉壁
　５　　炉蓋
　６　　電極
　７　　酸素吹き込みランス
　８　　炭材吹き込みランス
　９　　バーナー
　１０　押し出し機（プッシャー）
　１１　冷鉄源支持機（フィンガー）
　１２　出湯口
　１３　出滓口
　１４　供給用バケット
　１５　冷鉄源
　１６　溶鉄
　１７　溶融スラグ
　１８　アーク
　１９　冷鉄源供給口
　２０　ダクト
　２１　出湯用扉
　２２　出滓用扉
　２３　走行台車
　３０　映像装置

Claims (6)

  1. 　　冷鉄源を予熱する予熱室と該予熱された冷鉄源を溶解して溶鉄とする溶解室とを備える電気炉を用いる、溶鉄の製造方法であって、
    　　前記電気炉は、前記冷鉄源の導入側の第１予熱室および前記溶解室側の第２予熱室に前記予熱室を区画して開閉可能な冷鉄源支持機と、前記第２予熱室から前記溶解室側へ進退可能な押し出し機と、前記第２予熱室内を観察可能な映像装置と、を更に備え、
    　　前記冷鉄源支持機を開けた状態にて、前記予熱室に供給されて予熱された冷鉄源を前記押し出し機によって前記溶解室に供給し、前記溶解室に供給された冷鉄源をアーク熱によって溶解して溶鉄を得る溶解工程と、
    　　前記冷鉄源支持機を閉じて前記第１予熱室に新たな冷鉄源を導入するとともに、前記溶解室内の前記溶鉄を昇温させる溶鉄の昇温工程と、
    　　前記第１予熱室内の前記新たな冷鉄源を、前記昇温工程の余熱により予熱する予熱工程と、
    　　前記昇温された溶鉄を前記電気炉の外部に導出する出鋼工程と、を有し、
    　　前記昇温工程において、前記映像装置から得られた、前記冷鉄源支持機を閉じた後の前記第２予熱室内の視覚情報に基づき、前記溶鉄の昇温を開始する、溶鉄の製造方法。
  2. 　　さらに、前記出鋼工程の終了後に、前記冷鉄源支持機を開けて前記予熱された新たな冷鉄源を前記第１予熱室から前記第２予熱室へと供給する準備工程を有し、
    　　前記準備工程の後に、前記溶解工程、昇温工程、予熱工程および出鋼工程を順に行う、請求項１に記載の溶鉄の製造方法。
  3. 　　前記準備工程において、前記押し出し機の前記溶解室側先端を前記第２予熱室と前記溶解室との境界に位置させた状態で、前記冷鉄源支持機を開ける、請求項２に記載の溶鉄の製造方法。
  4. 　　前記昇温工程において、前記映像装置により、前記冷鉄源支持機を閉じた後の前記第２予熱室内に前記冷鉄源が残存していないことを確認した後に、前記溶鉄の昇温を開始する、請求項１～３のいずれか一項に記載の溶鉄の製造方法。
  5. 　　前記昇温工程において、前記映像装置により、前記冷鉄源支持機を閉じた後の前記第２予熱室内に前記冷鉄源が残存していることを確認した場合に、
    　　前記押し出し機によって前記残存する冷鉄源を前記溶解室に供給し、前記第２予熱室内に前記冷鉄源が残存していないことを確認した後に、前記溶鉄の昇温を開始する、請求項１～３のいずれか一項に記載の溶鉄の製造方法。
  6. 　　前記溶解工程において、前記映像装置により、所定量の前記冷鉄源が前記溶解室へ供給されたことを確認した後に、前記昇温工程を行う、請求項１～５のいずれか一項に記載の溶鉄の製造方法。
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