WO2023054345A1 - 溶銑製造方法 - Google Patents

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WO2023054345A1
WO2023054345A1 PCT/JP2022/035903 JP2022035903W WO2023054345A1 WO 2023054345 A1 WO2023054345 A1 WO 2023054345A1 JP 2022035903 W JP2022035903 W JP 2022035903W WO 2023054345 A1 WO2023054345 A1 WO 2023054345A1
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WO
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slag
furnace
iron
hot metal
electric furnace
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PCT/JP2022/035903
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English (en)
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Inventor
俊哉 原田
Original Assignee
日本製鉄株式会社
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    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B11/00—Making pig-iron other than in blast furnaces
    • C21B11/10—Making pig-iron other than in blast furnaces in electric furnaces
    • 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
    • C21C1/00—Refining of pig-iron; Cast iron
    • C21C1/02—Dephosphorising or desulfurising
    • 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
    • C21C5/28—Manufacture of steel in the converter
    • 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
    • C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00

Definitions

  • the present invention relates to a hot metal manufacturing method.
  • This application claims priority based on Japanese Patent Application No. 2021-161078 filed in Japan on September 30, 2021, the content of which is incorporated herein.
  • Molten iron produced by the blast furnace process is produced by reducing iron ore with coke, so the amount of CO 2 generated is large.
  • molten iron is produced by melting solid iron sources such as iron-containing scrap and reduced iron in electric furnaces, and then using existing steelmaking processes centered on converters. There is a method of producing molten steel.
  • Patent Documents 1 to 5 there have been proposed methods for producing molten iron in an electric furnace using each iron source.
  • Patent Document 9 a solid iron source is charged into an electric furnace containing seed hot water, steelmaking slag in a molten state or a high-temperature solidified state is charged from above the deposit of the solid iron source, and direct current or After the solid iron source is partially melted by AC arc heating, a carbonaceous material as a reducing material and a component adjusting flux containing at least one of SiO 2 and Al 2 O 3 as components are added to the molten pool to reduce the slag.
  • a method for dissolving a solid iron source accompanied by slag reduction characterized by: disclosed.
  • High-phosphorus hot metal is separated into high-phosphate slag and low-phosphorus hot metal.
  • High phosphate slag can be commercialized as a phosphate fertilizer and a phosphate raw material.
  • the low-phosphorus molten iron is recycled to the steelmaking process, mixed with the blast furnace molten iron, and fed into the converter.
  • Patent Documents 1 and 3 describe methods for obtaining molten iron by charging reduced iron, Patent Document 2 for iron-containing scrap, and Patent Document 4 for iron-containing scrap and iron-containing dust as raw materials into an electric furnace. Further, Patent Document 5 describes an electric furnace into which molten slag can be directly charged. There are differences in the charging method and reduction method, but in order to respond to changes in the raw material situation and to facilitate the recycling of by-products such as slag, a wide variety of raw materials are supplied to one electric furnace. Therefore, a method for producing hot metal efficiently and continuously is required. Therefore, the furnace lid must have sufficient space for supplying various raw materials.
  • Patent Document 9 molten iron produced by melting a solid iron source in an electric furnace and molten iron produced in a blast furnace are supplied to a steelmaking process at a ratio of 1:1 to produce molten steel. It is important to stop using the blast furnace process in order to significantly reduce CO2 generation in steelmaking.
  • the method described in Patent Document 9 is used to replace blast furnace hot metal, a large electric furnace capacity is required. Even if an attempt is made to increase the power supply capacity of an electric furnace, there is a limit to the power capacity due to the production limit of the electrode size in an AC electric furnace, making it difficult to scale up.
  • productivity decreases (Patent Document 9).
  • the present invention aims to provide a hot metal production method that enables the efficient and continuous production of molten iron by using a fixed DC electric furnace instead of a blast furnace, thereby greatly reducing CO2 generation in ironmaking. Make it an issue.
  • the gist of the present invention is as follows.
  • One aspect of the present invention is a hot metal production method using a fixed DC electric furnace, in which the height between the slag bath surface and the lower end of the upper electrode inserted from the furnace lid in the furnace.
  • the space in which the horizontal distance from the outer periphery of the upper electrode at the position is within 0.5 times the diameter of the upper electrode is defined as the upper electrode facing space, and in the furnace, the height of the slag bath surface is
  • the space in which the horizontal separation distance of the furnace wall from the inner wall surface at a height position above the height position is within the shortest distance between the furnace wall and the upper electrode facing space is defined as the furnace inner peripheral wall space
  • the auxiliary raw material is supplied to the fixed DC electric furnace, and , a C concentration of 2 to 4% and a temperature of 1400°C to 1550°C.
  • the top of the solid iron source in the furnace inner peripheral wall space may be positioned higher than the lower end of the upper electrode.
  • the solid iron source may exist along the entire circumference of the inner peripheral wall space of the furnace.
  • the fixed DC electric furnace comprises two or more upper electrodes and a bottom electrode of the fixed DC electric furnace. and two or more lower electrodes provided in a refractory, and when the stationary DC electric furnace is viewed from above, the two or more lower electrodes correspond to the two or more upper electrodes. position.
  • the supply port or the solid iron source supply pipe for supplying the solid iron source is above the furnace inner peripheral wall space. may be placed.
  • a supply port for supplying the solid iron source is arranged above the inner peripheral wall space of the furnace, and the solid iron source is loaded from the supply port.
  • a solid iron source loading device may be used to supply the solid iron source.
  • the solid iron source may be at least one of iron-containing scrap, reduced iron, and iron-containing dust. good.
  • the solid iron source contains at least reduced iron, and the reduced iron is hydrogen gas, natural gas, and CO gas.
  • C concentration is 0 to 4% by mass by reducing iron ore using at least one of the reduced iron, the reduced iron may be DRI or HBI.
  • the auxiliary raw material may be at least one of a carbonaceous material and a component-adjusting flux.
  • the auxiliary raw material is a carbon material having a particle size of 0.5 mm to 10 mm, and the carbon material is supplied from a plurality of locations around the upper electrode to the upper electrode. It may be supplied to the slag bath surface formed in the opposing space.
  • steelmaking slag may be supplied to the stationary DC electric furnace.
  • At least one kind of slag selected from converter slag, hot metal desulfurization slag, secondary refining slag, and dephosphorization slag is used as the steelmaking slag, and the steelmaking slag is , may be supplied in a molten state to the solid iron source existing in the inner peripheral wall space of the furnace.
  • the hot metal is positioned at a horizontal distance of 1 m or more from directly below the upper electrode on the bottom of the fixed DC electric furnace.
  • one or more bottom blowing ports having a small diameter circular or flat gas flow path with variable flow rate are provided, and from the one or more bottom blowing ports, a maximum of 200 Nm 3 /h per one is discharged.
  • An active gas may be blown into the interior of the stationary DC electric furnace.
  • Electric furnace slag having an Fe concentration of 5% or less, a CaO/SiO 2 concentration ratio of 1.0 to 1.3, and an Al 2 O 3 concentration of 8 to 20% may be discharged from the outlet hole.
  • the P concentration of the hot metal when the P concentration of the hot metal is higher than 0.15%, the P concentration of the hot metal is 0.15% or less. Dephosphorization treatment by ladle dephosphorization refining may be performed until the
  • FIG. 1 is a flow diagram of a hot metal manufacturing method according to the present embodiment
  • FIG. 2 is a schematic diagram showing the charging of iron-bearing scrap using a chute
  • electric furnace 10 An example of a fixed DC electric furnace 10 (hereinafter referred to as electric furnace 10) used in the hot metal manufacturing method according to the present embodiment will be described below. As shown in FIG. 2, the electric furnace 10 is composed of a lower portion 11, a furnace wall 12, a furnace lid 13, an upper electrode 14, and a lower electrode 15. As shown in FIG. 1, the electric furnace 10 is composed of a lower portion 11, a furnace wall 12, a furnace lid 13, an upper electrode 14, and a lower electrode 15. As shown in FIG.
  • a lower portion 11 of the electric furnace 10 is composed of a bottom portion 11a and a wall portion 11b.
  • the bottom portion 11a is provided with a bottom blowing tuyere 11a1 for blowing gas into the electric furnace 10.
  • the wall portion 11b is provided with a tapping hole 11b1 for tapping the hot metal 210 and a slag tapping hole 11b2 for discharging the electric furnace slag 220 .
  • the furnace wall 12 is attached to the upper end of the wall portion 11 b of the lower portion 11 of the electric furnace 10 .
  • the furnace lid 13 is provided with a solid iron source supply pipe 13a, an auxiliary raw material supply pipe 13b, a supply port 13c, and a duct connection port 13d. Further, the furnace lid 13 has an inclined portion 13A that extends upward from the upper end of the furnace wall 12 so as to incline toward the inside of the electric furnace 10, and a horizontal extension connected to the upper end of the inclined portion 13A. and a horizontal portion 13B.
  • the solid iron source supply pipe 13 a and the auxiliary material supply pipe 13 b are provided so as to penetrate the horizontal portion 13 B of the furnace lid 13 .
  • the supply port 13c and the duct connection port 13d are provided so as to penetrate the inclined portion 13A of the furnace lid 13.
  • the supply port 13c is provided with a lid 13c1 for opening and closing the opening thereof, and a duct 17 for sucking the gas inside the electric furnace 10 is connected to the duct connection port 13d.
  • the shape of the furnace lid 13 is merely an example, and for example, the supply port 13c may be provided in the horizontal portion 13B.
  • the upper electrode 14 is inserted through the furnace lid 13 of the electric furnace 10 .
  • the lower electrode 15 is provided within the refractory of the bottom 11 a of the electric furnace 10 .
  • the horizontal separation distance (radial separation distance) from the outer periphery of the upper electrode 14 at the height position between the slag bath surface 221 and the lower end of the upper electrode 14 inside the electric furnace 10 is the upper electrode 14
  • a space within 0.5 times the diameter of is defined as an upper electrode facing space ⁇ .
  • the horizontal separation distance from the inner wall surface of the furnace wall 12 at a height position higher than the height position of the slag bath surface inside the electric furnace 10 is "the distance between the furnace wall 12 and the upper electrode facing space ⁇ .
  • a space within the "shortest distance” is defined as a furnace inner peripheral wall space ⁇ .
  • (A) is a front cross-sectional view taken along line AA
  • (B) is a side cross-sectional view along line BB
  • (C) is a side cross-sectional view along line CC.
  • the solid iron sources 100 used as the main raw material are present in the furnace inner peripheral wall space ⁇ (that is, the solid iron sources 100 are stacked along the furnace wall 12), and , at least one of the carbonaceous material 121 and the component adjusting flux 123 used as auxiliary raw materials is placed in an electric furnace in a state where the solid iron source 100 does not exist in the upper electrode facing space ⁇ (that is, a state in which the slag bath surface 221 is exposed).
  • the electric furnace 10 is a fixed type and is a hot metal production furnace that does not require complete burn-through in continuous operation. In the case of a molten steel manufacturing furnace, batch operation is performed, and the entire amount is melted and tilted out, so raw material pile operation cannot be performed at all times.
  • the electric furnace 10 employs a DC electric furnace to reduce the number of electrodes, and secures an effective space for arranging the solid iron source supply pipe 13a, the auxiliary material supply pipe 13b, and the supply port 13c in the furnace lid 13. This makes it possible to supply a wide variety of raw materials to one electric furnace 10 .
  • the electric furnace 10 preferably has two or more upper electrodes 14 and two or more lower electrodes 15 (furnace bottom refractory electrodes). Moreover, when the electric furnace 10 is viewed from above, it is preferable that the two or more lower electrodes 15 are provided at positions corresponding to the two or more upper electrodes 14 . Further, the electric furnace 10 is preferably a closed type electric furnace configured to be able to substantially block the intrusion of air, and preferably has a tapping hole 11b1 and a slag tapping hole 11b2 at different heights from the hearth. Since a fixed DC electric furnace is used as the electric furnace 10 applied in the hot metal production method according to the present embodiment, the number of electrodes of the upper electrode 14 can be as low as one.
  • a scale of power supply capacity of 200 MW is realized, which is half that of a large blast furnace.
  • a capacity of 2,000,000 t/y, which corresponds to the scale, can be provided.
  • iron-containing scrap 101 for example, small Punch scraps
  • reduced iron 103 a and iron-containing dust 103 b are supplied to the electric furnace 10 .
  • DRI Direct Reduced Iron
  • HBI Hot Briquetted Iron
  • Converter dust can be used as the iron-containing dust 103b.
  • the solid iron sources 100 that are relatively large in size and difficult to stably supply from the solid iron source supply pipe (for example, solid iron sources having a maximum length of more than 100 mm in the case of a columnar shape) 100) is fed into the electric furnace 10 with iron-containing scrap 101 (eg, heavy scrap).
  • iron-containing scrap 101 eg, heavy scrap
  • a solid iron source charging device 18 for example, a chute or a bucket loaded with iron-containing scrap 101 (solid iron source 100) is fed from a supply port 13c arranged above the inner peripheral wall space ⁇ of the furnace. ) to pile up along the furnace wall 12 .
  • iron-bearing scrap 101 having relatively large individual sizes can be supplied to electric furnace 10 by the following procedure. (1) Load the iron-containing scrap 101 on the solid iron source charging tool 18 . (2) Then, the lid 13c1 of the supply port 13c is opened, and the iron-containing scrap 101 is supplied to the furnace inner peripheral wall space ⁇ of the electric furnace 10 through the solid iron source charging device 18 while maintaining the slag bath surface 221. do.
  • the iron-containing scrap 101 which is relatively large in size, but also the solid iron sources 100, such as reduced iron 103a and iron-containing dust 103b, which are relatively small in size, are supplied to the electric furnace 10 according to the above procedure. It can be supplied from the port 13c.
  • the iron-containing scrap 101 may also be fed from the solid iron source supply pipe 13a as long as it is of a size that can be fed from the solid iron source supply pipe 13a.
  • the iron-containing dust 103b (1) granulating and supplying from the solid iron source supply pipe 13a; (2) supplying a large mass of dewatered cake together with the iron-containing scrap 101 from the supply port 13c, or (3) supplying iron oxide powder to the slag bath surface 221 from the auxiliary raw material supply pipe 13b together with the carbonaceous powder; is also possible.
  • the solid iron source supply pipe 13 a is arranged so that the solid iron sources 100 to be supplied are piled up along the furnace wall 12 .
  • the solid iron source supply pipe 13a is preferably arranged above the furnace inner peripheral wall space ⁇ .
  • the supply port 13 c is arranged so that the solid iron sources 100 to be supplied are piled up along the furnace wall 12 . Therefore, the supply port 13c is preferably arranged above the furnace inner peripheral wall space ⁇ .
  • the supplied solid iron source 100 is piled up along the furnace wall 12 after being supplied from the solid iron source supply pipe 13a and the supply port 13c (that is, arranged so as to exist in the furnace inner peripheral wall space ⁇ ). .
  • the solid iron source 100 does not exist in the upper electrode facing space ⁇ of the electric furnace 10, that is, the slag bath surface 221 of the electric furnace slag 220 is exposed.
  • the slag bath surface 221 of the upper electrode facing space ⁇ where the solid iron source 100 does not exist is formed in the region between the upper electrode 14 and the lower electrode 15 .
  • the solid iron sources 100 supplied so as to exist in the furnace inner peripheral wall space ⁇ of the electric furnace 10 are piled up along the furnace wall 12 .
  • the upper portion of the piled solid iron sources 100 is preheated by the arc and the radiant heat of the slag bath surface 221, and the solid iron sources 100 immersed in the lower portion of the slag bath surface 221 are melted.
  • the solid iron source 100 since the solid iron source 100 is piled up along the furnace wall 12, it protects the refractory of the furnace wall 12, reduces the heat loss from the furnace wall 12, and contributes to the improvement of thermal efficiency.
  • the top of the solid iron source 100 supplied so as to exist in the furnace inner peripheral wall space ⁇ of the electric furnace 10 exists at a position higher than the lower end of the upper electrode 14 .
  • the upper electrode facing space ⁇ is preferably formed in a region surrounded by solid iron sources 100 piled up along the furnace wall 12 .
  • the supplied solid iron source 100 should be piled up along the entire circumference of the furnace wall 12.
  • the solid iron source 100 exists along the entire circumference of the furnace inner peripheral wall space ⁇ .
  • the reduced iron 103a supplied to the electric furnace 10 in the present embodiment is a DRI having a C concentration of 0 to 4% by mass by reducing iron ore using at least one of hydrogen gas, natural gas, and CO gas. or preferably HBI. This is because it reduces the ratio of carbon derived from fossil fuels and contributes to the reduction of CO2 emissions.
  • the C concentration of the reduced iron 103a is more preferably 2-4% by mass. This is because, although the carburization efficiency is low when the carbon material 121 is supplied in an electric furnace, the carburization process can be reduced by using reduced iron with a C concentration of 2 to 4% by mass.
  • Reduced iron manufactured from pellets containing a carbonaceous material such as charcoal may be used as the reduced iron 103a.
  • Steelmaking slag 140 can be supplied to the electric furnace 10 (see step S2 in FIG. 4).
  • the steelmaking slag 140 is a general term for slag generated in the steelmaking equipment 51 or the ladle dephosphorization refining equipment 57 .
  • the steelmaking slag 140 includes hot metal desulfurization slag produced in the steelmaking facility 51, converter slag produced in the steelmaking facility 51, secondary refining slag produced in the steelmaking facility 51, and ladle dephosphorization refining facility 57. At least one slag of the derinsing slag 320 can be used. Further, steelmaking slag 140 in a high-temperature molten state is referred to as molten slag.
  • the steelmaking slag 140 can be supplied even in a low-temperature solidified state, but from the viewpoint of effective utilization of heat, it is desirable to supply it in a high-temperature molten state to the solid iron source 100 existing in the furnace inner peripheral wall space ⁇ of the electric furnace 10 . If the highly oxidized molten slag is supplied as it is to the exposed slag bath surface 221, the highly oxidized molten slag (electric furnace slag 220) and the hot metal 210 are directly mixed to cause a direct reaction, resulting in a violent boiling state of the slag. cause foaming.
  • the iron-containing scrap 101 is first supplied from the supply port 13c provided in the furnace lid 13 (the inclined portion 13A or the horizontal portion 13B) of the electric furnace 10, and the iron-containing scrap 101 is fed along the furnace wall 12 of the electric furnace 10.
  • the contained scrap 101 is piled up, and then molten steelmaking slag 140 is supplied from the same supply port 13c.
  • Steelmaking slag 140 is poured onto piles of iron-bearing scrap 101 .
  • the steelmaking slag 140 to be supplied may be supplied from one or more of the supply port 13c, the solid iron source supply pipe 13a, and the auxiliary raw material supply pipe 13b.
  • converter slag and dephosphorization slag 320 contain P2O5 as components, and high phosphorus reduced iron also contains P and P2O5 as components .
  • P2O5 As components, converter slag and dephosphorization slag 320 contain P2O5 as components, and high phosphorus reduced iron also contains P and P2O5 as components .
  • CaO and Al 2 O 3 contained in hot metal desulfurization slag and secondary refining slag in steelmaking slag 140 can be used to adjust the composition of electric furnace slag 220 . All of the steelmaking slag 140 generated in the steelmaking facility 51 in this way can be supplied to the electric furnace 10 .
  • the resulting electric furnace slag 220 can be used as a raw material for blast furnace cement or the like by adjusting the composition to be equivalent to that of the blast furnace slag 42 .
  • high phosphorus reduced iron as described above means using high phosphorus iron ore as a raw material when producing high phosphorus reduced iron. Therefore, the usable range of low-grade iron ore with high P concentration is expanded.
  • the high-phosphorus reduced iron is reduced iron (DRI, HBI, etc.) obtained by reducing high-phosphate iron ore as a raw material, and has a P concentration of 0.15% by mass or more.
  • the solid iron sources 100 are stacked along the furnace wall 12, and the slag bath surface 221 is exposed in the upper electrode facing space ⁇ .
  • a flux 123 is supplied (see steps S3 and S4 in FIG. 4).
  • the carbon material 121 is used as a reducing material and a recarburizing material for oxides (steelmaking slag 140, iron oxide in the iron-containing dust 103b, unreduced iron oxide in the reduced iron 103a, etc.). Coke, coal, charcoal, or the like can be used as the carbonaceous material 121 .
  • the particle size of the carbonaceous material 121 is preferably 0.5 mm to 10 mm. If the carbonaceous material 121 has a particle size of 0.5 mm to 10 mm, it is not fine powder, so there is little scattering loss.
  • the particle size is defined as the mesh size of a sieve through which particles can pass, and the particle size of 10 mm or less means that the particles can pass through a 10 mm sieve.
  • the particle size of 80% by mass or more of the supplied carbonaceous material 121 should be 0.5 mm to 10 mm.
  • a DC electric furnace is used as the electric furnace 10 .
  • a strong downward flow is generated in the slag or molten iron just below the electrode, thereby feeding the carbonaceous material 121 into the molten iron below, and promoting the dissolution of the carbonaceous material 121 .
  • the carbon material 121 is preferably supplied from a plurality of locations around the upper electrode 14 of the electric furnace 10 to the slag bath surface 221 formed in the upper electrode facing space ⁇ .
  • the slag in the furnace (the slag inside the electric furnace 10) is reduced, and at the same time, the circulating flow of the slag quickly transports and dissolves the floating carbon material powder in the molten iron, Recarburization can be performed so that the C concentration of the molten iron is 2% or more.
  • the horizontal distance from the upper electrode 14 to the periphery of the upper electrode 14 is within 1 m.
  • the multiple locations are preferably two or more locations per electrode.
  • one or more bottom blowers having a flow rate variable small diameter circle or flat gas flow path. It is preferable to provide a bottom blowing tuyere 11a1 for blowing inert gas into the electric furnace 10 at a maximum of 200 Nm 3 /h per tuyere 11a1.
  • the upper limit of the distance from directly below the upper electrode 14 may be, for example, 5 m or 3 m.
  • the reason why the upper limit of the bottom-blowing flow rate is limited to 200 Nm 3 /h or less is to suppress the erosion speed of the bottom-blowing tuyere 11a1 and reduce the frequency of tuyere replacement.
  • the bottom-blown gas it is preferable to use nitrogen gas, which can maintain a reducing atmosphere in the electric furnace and is inexpensive.
  • the carbonaceous material 121 floating on the slag bath surface 221 is easily combusted by air entering the electric furnace 10, it is effective to make the electric furnace 10 as closed as possible in order to prevent this.
  • By eliminating the opening of the furnace body and preventing air intrusion it is possible to reduce the oxidation loss of the carbon material 121 remaining on the slag bath surface 221 in the furnace and improve the carburization efficiency.
  • the component-adjusting flux 123 is a flux containing at least one of CaO, SiO 2 and Al 2 O 3 as a component composition.
  • the slag components are adjusted, and the melting point and viscosity are controlled. should be reduced to ensure reactivity and fluidity. Therefore, in the present embodiment, the component adjusting flux 123 containing at least one of CaO, SiO 2 and Al 2 O 3 is charged into the electric furnace 10 .
  • the electric furnace slag component after adding the carbonaceous material 121 and the component adjusting flux 123 in mass%, ⁇ T. Fe concentration: 5% or less, ⁇ CaO/SiO 2 concentration ratio: 1.0 to 1.3, ⁇ Al 2 O 3 concentration: 8 to 20% is preferably in the range of Even if the steelmaking slag 140 is not supplied, the component adjusting flux 123 is supplied.
  • the oxides contained in the steelmaking slag 140 and the solid iron source 100 to be supplied It also varies depending on the components of After the oxide components contained in the steelmaking slag 140 or the solid iron source 100 are mixed with the component-adjusting flux 123, the components of the electric furnace slag may be within the above preferred range.
  • the slag composition is adjusted to the optimum range by appropriately blending brick waste with an Al 2 O 3 concentration of 83% by mass and fly ash with an SiO 2 concentration of 59% by mass and an Al 2 O 3 concentration of 23% by mass, Slag dissolution can be favorably promoted.
  • the component-adjusting flux 123 in addition to quicklime, silica sand, brick chips, and fly ash, sewage sludge ash, aluminum dross, and the like can be used. Also, the steelmaking slag itself can be used as the component-adjusting flux.
  • the carbon material 121 and the component adjusting flux 123 are supplied toward the slag bath surface 221 exposed from the auxiliary material supply pipe 13b.
  • Molten iron 210 produced inside the electric furnace 10 is tapped from the tapping hole 11b1. Also, the electric furnace slag 220 is discharged from the slag discharge hole 11b2. The oxides contained in the steelmaking slag 140 and the solid iron source 100 are reduced and reformed, and high-quality reduced slag equivalent to the blast furnace slag 42 is recovered as the electric furnace slag 220 . Since the electric furnace slag 220 has a lower concentration of FeO, P 2 O 5 and the like than before reduction, it can be used as a raw material for cement or a ceramic product, for example. In addition, since it has low expansibility, it can be used as a civil engineering material such as a roadbed material, an aggregate, and a stone material.
  • the molten iron 210 tapped from the electric furnace 10 is high phosphorus hot metal with a high P concentration.
  • the P concentration of the molten iron 210 is higher than 0.15%, the molten iron 210 is placed in the ladle 24 (see FIG. 3), and dephosphorization treatment is performed by ladle dephosphorization refining until the P concentration becomes 0.15% or less. to produce dephosphorized hot metal 310 and dephosphorized slag 320 (step S5 in FIG. 4). As shown in FIG.
  • dephosphorization-treated hot metal 310 is sent to a steelmaking facility 51 comprising a hot metal desulfurization facility 52, a converter 53, and a secondary refining facility 54 to produce molten steel (step in FIG. 4).
  • S6A After the molten iron 210 with a high P concentration is discharged from the electric furnace 10, it is dephosphorized in the ladle 24 to the P concentration level of the ordinary molten iron or less, thereby reducing the dephosphorization load in the converter 53 in the next step, and at the same time, A high-phosphate slag 321 with a high P 2 O 5 concentration can be obtained.
  • the high phosphate slag 321 can be a phosphate fertilizer or phosphate product feedstock.
  • the P 2 O 5 concentration of the dephosphorization slag 320 obtained by dephosphorization refining in the ladle is lower than the target value, it is supplied to the electric furnace 10 again to increase the P concentration of the molten iron 210, and the ladle Dephosphorization refining can further increase the P 2 O 5 concentration of the dephosphorization slag 320 . If the P 2 O 5 concentration is sufficiently high, it can be used as a phosphate fertilizer or phosphate raw material.
  • the dephosphorization slag 320 formed in the ladle dephosphorization refining is recycled to the electric furnace 10 depending on the P 2 O 5 concentration, or is used as a high phosphate fertilizer or phosphate raw material as a high phosphate slag 321 ( See step S6B in FIG. 4).
  • the usable range of low-grade iron ore with a high P concentration is expanded, and all the slag generated in the steelmaking facility 51 can be converted into slag equivalent to blast furnace slag with higher added value.
  • valuable iron and phosphorus can be recovered and made into products such as iron sources and phosphate fertilizers.
  • the P 2 O 5 concentration of the derinsing slag 320 is less than 8%, it is recycled to the electric furnace 10, and when the P 2 O 5 concentration of the derinsing slag 320 is 8% or more, P 2 O 5 , CaO, SiO 2 , and It is preferable to use a phosphate fertilizer containing MgO or a phosphate raw material.
  • concentration of P 2 O 5 is set at 8% is that below that, the fertilizer effect as a phosphate fertilizer is remarkably reduced.
  • the higher the P 2 O 5 content the more efficiently the product can be produced.
  • Dephosphorization treatment method performed in ladle dephosphorization refining As a dephosphorization treatment method performed in ladle dephosphorization refining, as shown in FIG. It is preferable to blow 0.5 to 5 NL/t/min of gas from 23 or immersion lance 25 . Dephosphorization refining is performed by blowing oxygen from the lance 21 and supplying iron oxide.
  • the basicity of the slag is 2 or less, and the fluorite containing F (fluorine) that inhibits the fertilizer effect is not used. Dephosphorization is possible.
  • a portion of the lime-based dephosphorization agent is desirably projected by the fuel burner 22, and the lime-based dephosphorization is performed. The agent powder is melted by passing it through the combustion flame of the fuel burner 22 .
  • the molten iron 210 is stirred, the dephosphorization reaction efficiency is improved, the thermal efficiency of the fuel burner 22 is improved, and the slag Inside T. It becomes possible to easily control the Fe concentration level.
  • the nitrogen gas blowing rate By setting the nitrogen gas blowing rate to a suitable range of 5 NL/t/min or less, the T.E. The Fe concentration can be set within a suitable range. Further, by setting the nitrogen gas blowing speed to an appropriate flow rate of 0.5 NL/t/min or more, the surface renewal of the slag bath can be promoted by gas stirring, and the thermal efficiency of the fuel burner 22 can be improved.
  • FIG. 1 shows a schematic diagram of the hot metal production process of the present application (Fig. 1(B)) in comparison with a conventional example (Fig. 1(A)).
  • FIG. 2 shows a schematic diagram of an electric furnace for hot metal production
  • FIG. 3 shows a schematic diagram of a dephosphorization treatment apparatus.
  • iron-containing scrap 101, reduced iron 103a, iron-containing dust 103b, molten steelmaking slag 140, carbon material 121, and component-adjusting flux 123 are supplied to the electric furnace 10 by respective methods, A closed stationary DC electric furnace that melts and reduces the carbon source from the carbon material 121 to produce molten iron 210 and reduced electric furnace slag 220; ⁇ By dephosphorizing the obtained hot metal 210 (high phosphorus hot metal), the dephosphorized hot metal 310 (ordinary hot metal) that can be recycled to the converter 53 and high phosphoric acid as a phosphate fertilizer or ladle phosphate raw material a ladle dephosphorization refining facility 57 that produces slag 321; It uses the manufacturing process of hot metal and molten steel using
  • the electric furnace 10 has a maximum power capacity of 200 MW, three upper electrodes 14, and a conductive refractory electrode directly below the upper electrode 14 as a lower electrode 15 (furnace bottom refractory electrode) separated by a non-conductive refractory, A stationary DC electric furnace having two tapping holes 11b1 and two slag tapping holes 11b2 with different height positions (levels) was used. Table 1 shows the specifications of the electric furnace 10.
  • the reduced iron 103a and the iron-containing dust 103b were supplied by selectively using 12 solid iron source supply pipes 13a provided in the vicinity of the furnace wall 12 on the furnace cover 13.
  • the iron-containing scrap 101 was supplied by a chute by opening the respective lids 13c1 of the two supply ports 13c provided in the furnace lid 13, and supplied so as to be piled up along the furnace wall 12 of the electric furnace 10 ( See Figure 2).
  • carbonaceous powder, which serves as a reducing material and a recarburizing material, and flux 123 for component adjustment such as fly ash, silica sand, and brick shavings are supplied to six auxiliary raw material supply pipes 13 b provided on the furnace lid 13 near the upper electrode 14 .
  • the iron-containing scrap 101 was continuously supplied to the exposed surface of the slag bath surface 221 in the furnace except when the lid 13c1 of the supply port 13c for supplying the iron-containing scrap 101 was open.
  • the slag discharged from the converter 53 (steelmaking slag 140) is placed in the slag pot 16, and fed into the electric furnace 10 from the supply port 13c in a molten state. (see Figure 2).
  • the reduced iron 103a or the iron-containing scrap 101 arranged in a pile was supplied from the supply port 13c.
  • the electric furnace 10 is continuously operated, and 300 tons of molten iron 210 is always present in the furnace as a seed bath.
  • a part of the electric furnace slag 220 is directly subjected to water granulation treatment and used as a raw material for cement.
  • the slag discharged from the tap hole 11b1 along with the hot metal 210 is separated by a skimmer and subjected to a slow cooling treatment to be used as silica fertilizer or a civil engineering material.
  • arc irradiation by the upper electrode 14 was continued.
  • a A bottom blowing tuyere 11a1 was provided at a total of eight locations at a position 3 m away from directly below, and gas was blown in.
  • the molten iron 210 discharged from the electric furnace 10 was received in a ladle 24 with a capacity of 300 tons and processed in a ladle dephosphorization refining equipment 57 (see FIG. 3).
  • Table 2 shows the specifications of the ladle dephosphorization device 20 .
  • ⁇ Equipment for upward addition of lime-based dephosphorizing agent and iron oxide - Lance 21 for oxygen top blowing, ⁇ Fuel burner 22 (LPG burner lance) capable of projecting powder, and ⁇ Bottom porous plug 23 (bottom blowing porous tuyere) have.
  • the hot metal 310 after dephosphorization treatment obtained in the ladle dephosphorization refining equipment 57 has the same P concentration as that of normal hot metal, so it was conveyed to the steelmaking equipment 51 as it is. Also, since the derinsed slag 320 has a relatively high (P 2 O 5 ) concentration, it was used as a phosphate fertilizer. If a fertilizer with a higher (P 2 O 5 ) concentration is desired, the dephosphorization slag 320 may be supplied to the electric furnace 10 for reduction to increase the P concentration in the hot metal.
  • dephosphorization-treated hot metal 310 obtained in the ladle dephosphorization refining facility 57 was desulfurized in the hot metal desulfurization facility 52 and supplied to the converter 53 .
  • No blast furnace hot metal was supplied to the converter 53 .
  • Decarburization and finish dephosphorization were performed in a converter 53, and casting was performed in a continuous casting facility 56 via a secondary refining facility 54 (see FIG. 1).
  • the C concentration in the hot metal supplied to the converter 53 is 2.0%, which is considerably lower than that of the blast furnace hot metal.
  • Case 1 to Case 4 shown in Table 4 were treated.
  • high phosphate iron ore-derived DRI having the components shown in Table 3 was used.
  • component-adjusting flux 123 to be supplied to the electric furnace 10 silica sand is used as the SiO 2 source, and alumina brick dust is used as the Al 2 O 3 source.
  • the supply unit consumption is described in the “Al 2 O 3 ” column.
  • the molten iron 210 was dephosphorized in the ladle dephosphorization refining equipment 57 until the P concentration reached 0.10%. Then, the obtained dephosphorized hot metal 310 was sent to the steelmaking facility 51 . After this dephosphorization treatment, the molten iron 310 was supplied to the converter 53, and as a result of the converter blowing, the P concentration of the molten steel was 0.015%. Since the (P 2 O 5 ) concentration of the dephosphorization slag 320 in the ladle dephosphorization refining equipment 57 was 8.9%, it was used as a phosphate fertilizer.
  • the change in concentration in the entire process is as follows. ⁇ P concentration of hot metal 210: 0.35%, -P concentration of the derinsing slag 320: 0.10%, (P 2 O 5 ) concentration of the derinsing slag 320: 8.9%, ⁇ Concentration of P in steel output from converter: 0.015%
  • the molten iron 310 was supplied to the converter 53, and as a result of the converter blowing, the P concentration of the molten steel was 0.015%. Since the (P 2 O 5 ) concentration of the dephosphorization slag 320 in the ladle dephosphorization refining was 4.5%, it was recycled to the electric furnace 10 for the next charge.
  • the change in concentration in the entire process is as follows. ⁇ P concentration of hot metal 210: 0.16%, -P concentration of the derinsing slag 320: 0.10%, (P 2 O 5 ) concentration of derinsing slag 320: 4.5%, ⁇ Concentration of P in steel output from converter: 0.015%
  • the molten iron 310 was supplied to the converter 53, and as a result of the converter blowing, the P concentration of the molten steel was reduced to 0.010%, and ultra-low phosphorus steel could be produced. Since the (P 2 O 5 ) concentration of the dephosphorization slag 320 in the ladle dephosphorization refining was 3.7%, it was recycled to the electric furnace 10 for the next charge.
  • the change in concentration in the entire process is as follows.

Abstract

この溶銑製造方法では、固定式直流電気炉を用い、炉内周壁空間に固体鉄源が存在する状態で、且つ、上部電極対向空間に前記固体鉄源が存在しない状態で、副原料を前記固定式直流電気炉に供給し、質量％で、Ｃ濃度が２～４％、温度が１４００℃～１５５０℃である溶銑を出銑孔から出銑する。

Description

溶銑製造方法
　本発明は、溶銑製造方法に関する。
　本願は、２０２１年９月３０日に、日本に出願された特願２０２１－１６１０７８号に基づき優先権を主張し、その内容をここに援用する。
　高炉法で製造される溶銑は、鉄鉱石をコークスで還元して製造するため、ＣＯ２発生量が多い。ＣＯ２排出量の削減を図る手段として、電気炉で鉄含有スクラップや還元鉄などの固体鉄源を溶解して溶銑を製造し、その後、既存の転炉を中心とする製鋼工程を利用して溶鋼を製造する方法がある。これまで、それぞれの鉄源を用いて電気炉で溶銑を製造する方法が提案されている（特許文献１～５）。
　一方で、転炉で発生するスラグには酸化鉄とリン酸が相当量含まれており、それらを還元及び回収して鉄源やリン製品に転換する方法が提案されている（特許文献６～８）。
　特許文献９には、種湯が収容された電気炉内に固体鉄源を装入し、固体鉄源の堆積部の上から溶融状態または高温の固化状態の製鋼スラグを装入し、直流または交流アーク加熱によって固体鉄源を部分溶解した後、溶融プールに還元材として炭材および、成分としてＳｉＯ２とＡｌ２Ｏ３の少なくとも一方を含む成分調整用フラックスを投入して、スラグを還元すると共に溶解した溶鉄に加炭し、溶銑を出銑孔から種湯を残して排出した後、還元スラグを出滓孔から排出することを特徴とするスラグ還元を伴った固体鉄源の溶解方法が開示されている。
　特許文献９に記載の方法により、電気炉において、溶融スラグから分離されたリンを含む高リン溶銑が回収されるとともに、製鋼スラグである溶融スラグが還元及び改質されて、高炉スラグ相当の高品質の還元スラグが回収される。この還元スラグは、還元前と比べてＦｅＯ及びＰ２Ｏ５の濃度が低いため、セメント原料及びセラミック製品にリサイクルできる。
　さらに、上記電気炉から回収された高リン溶銑に対して、取鍋において脱リン処理を施して、溶銑中のリンを酸化させてスラグ中に移行させる。これにより、高リン溶銑が高リン酸スラグと低リン溶銑とに分離される。高リン酸スラグは、リン酸肥料及びリン酸原料として製品化することができる。また、低リン溶銑は、製鋼工程にリサイクルされ、高炉溶銑と混合した上で転炉に投入される。
国際公開ＷＯ１９９９／０１１８２６号 日本国特開２０１１－８０１４３号公報 日本国特開２０１７－５７４３１号公報 日本国特開２０１８－１９３５７４号公報 国際公開ＷＯ２０１８／１１０１７１号 日本国特開２０１５－１４０２９４号公報 国際公開ＷＯ２０１４／００３１２３号 日本国特開２０１７－１２８７４７号公報 日本国特開２０２１－１３４３８６号公報
　特許文献１及び特許文献３では還元鉄、特許文献２では鉄含有スクラップ、特許文献４では鉄含有スクラップと鉄含有ダスト、をそれぞれ原料として電気炉に投入し溶銑を得る方法が記載されている。また、特許文献５には溶融スラグを直接装入できる電気炉について記載されている。それぞれ装入方法又は還元方法に違いがあるが、原料事情の変化への対応や、スラグのような副産物のリサイクルを容易にするためには、一つの電気炉に多種多様な原料を供給して、効率よく連続的に溶銑を製造する方法が必要である。そのために、炉蓋には、種々の原料を供給するための十分なスペースが必要である。
　特許文献９においては、電気炉で固体鉄源を溶解して製造した溶銑と、高炉で製造した溶銑とを、１対１の割合で製鋼工程に供給し、溶鋼を製造している。製鉄におけるＣＯ２発生を大幅に削減するためには、高炉法の使用を中止することが重要である。しかし、特許文献９に記載の方法を用いて高炉溶銑の代替をしようとすると、大きな電気炉容量が求められる。電気炉の電源容量を大きくしようとしても、交流電気炉では電極サイズの製造限界によって電力容量に限界があり、スケールアップが難しい。また、傾動式電気炉では、通電と止電を繰り返すため、生産性が低下する（特許文献９）。
　本発明は、高炉の代わりに固定式直流電気炉を用いることで製鉄におけるＣＯ２発生を大幅に削減し、効率よく連続的に溶銑を製造することを可能とする溶銑製造方法を提供することを課題とする。
　即ち、本発明の要旨とするところは以下のとおりである。
（１）本発明の一態様は、固定式直流電気炉を用いた溶銑製造方法であって、炉内で、スラグ浴面と、炉蓋より挿入された上部電極の下端との間の高さ位置における、前記上部電極の外周からの水平方向離間距離が、前記上部電極の直径の０．５倍以内である空間を上部電極対向空間と定義し、前記炉内で、前記スラグ浴面の高さ位置よりも上の高さ位置における、炉壁の内壁面からの水平方向離間距離が、前記炉壁と前記上部電極対向空間との最短距離以内である空間を炉内周壁空間と定義したとき、前記炉内周壁空間に固体鉄源が存在する状態で、且つ、前記上部電極対向空間に前記固体鉄源が存在しない状態で、副原料を前記固定式直流電気炉に供給し、質量％で、Ｃ濃度が２～４％、温度が１４００℃～１５５０℃である溶銑を出銑孔から出銑する。
（２）上記（１）に記載の溶銑製造方法では、前記炉内周壁空間における前記固体鉄源の頂部が、前記上部電極の下端よりも高い位置に存在してもよい。
（３）上記（１）又は（２）に記載の溶銑製造方法では、前記炉内周壁空間の全周に沿って前記固体鉄源が存在してもよい。
（４）上記（１）～（３）のいずれか一項に記載の溶銑製造方法では、前記固定式直流電気炉は、二本以上の前記上部電極と、前記固定式直流電気炉の底部の耐火物内に設けられた二本以上の下部電極と、を有し、前記固定式直流電気炉を平面視したとき、前記二本以上の下部電極は、前記二本以上の上部電極に対応する位置に設けられてもよい。
（５）上記（１）～（４）のいずれか一項に記載の溶銑製造方法では、前記固体鉄源を供給するための供給口又は固体鉄源供給管が前記炉内周壁空間の上に配置されてもよい。
（６）上記（５）に記載の溶銑製造方法では、前記固体鉄源を供給するための供給口が前記炉内周壁空間の上に配置され、前記供給口から、前記固体鉄源を積載した固体鉄源装入器具を用いて、前記固体鉄源を供給してもよい。
（７）上記（１）～（６）のいずれか一項に記載の溶銑製造方法では、前記固体鉄源が、鉄含有スクラップ、還元鉄、及び、鉄含有ダスト、の少なくとも一種であってもよい。
（８）上記（１）～（７）のいずれか一項に記載の溶銑製造方法では、前記固体鉄源が少なくとも還元鉄を含み、前記還元鉄は、水素ガス、天然ガス、及び、ＣＯガスの少なくとも一種を用いて鉄鉱石を還元することによりＣ濃度が０～４質量％とされた還元鉄であり、前記還元鉄は、ＤＲＩ又はＨＢＩであってもよい。
（９）上記（１）～（８）のいずれか一項に記載の溶銑製造方法では、前記副原料が、炭材及び成分調整用フラックスの少なくとも一種であってもよい。
（１０）上記（９）に記載の溶銑製造方法では、前記副原料が、粒径０．５ｍｍ～１０ｍｍの炭材であり、前記炭材を、前記上部電極の周辺の複数個所から前記上部電極対向空間に形成された前記スラグ浴面に供給してもよい。
（１１）上記（１）～（１０）のいずれか一項に記載の溶銑製造方法では、製鋼スラグを前記固定式直流電気炉に供給してもよい。
（１２）上記（１１）に記載の溶銑製造方法では、前記製鋼スラグとして、転炉スラグ、溶銑脱硫スラグ、二次精錬スラグ、及び、脱リンスラグ、の少なくとも一種のスラグを用い、前記製鋼スラグを、溶融状態で、前記炉内周壁空間に存在する前記固体鉄源に供給してもよい。
（１３）上記（１）～（１２）のいずれか一項に記載の溶銑製造方法では、前記固定式直流電気炉の底部における、前記上部電極の直下から１ｍ以上の水平距離で離れた位置に、流量可変型の小径円または扁平なガス流路を有する一本または複数の底吹羽口を設け、前記一本または複数の底吹羽口から、一本あたり最大で２００Ｎｍ３／ｈの不活性ガスを前記固定式直流電気炉の内部に吹き込んでもよい。
（１４）上記（１）～（１３）のいずれか一項に記載の溶銑製造方法では、質量％で、Ｔ．Ｆｅ濃度が５％以下、ＣａＯ／ＳｉＯ２濃度比が１．０～１．３、Ａｌ２Ｏ３濃度が８～２０％である電気炉スラグを出滓孔から排出してもよい。
（１５）上記（１）～（１４）のいずれか一項に記載の溶銑製造方法では、前記溶銑のＰ濃度が０．１５％より高い場合に、前記溶銑のＰ濃度が０．１５％以下になるまで取鍋脱リン精錬による脱リン処理を施してもよい。
　本発明によれば、高炉の代わりに固定式直流電気炉を用いることで製鉄におけるＣＯ２発生を大幅に削減し、効率よく連続的に溶銑を製造することが可能となる。
製銑製鋼工程の全体フローを示す図であり、（Ａ）は従来例、（Ｂ）は本発明例である。 固定式直流電気炉の一例を示す図であり、（Ａ）はＡ－Ａ矢視正面断面図であり、（Ｂ）はＢ－Ｂ矢視側面断面図であり、（Ｃ）はＣ－Ｃ矢視側面断面図である。 取鍋脱リンの一例を示す図である。 本実施形態に係る溶銑製造方法のフロー図である。 シュートを用いて鉄含有スクラップを装入する状況を示す概略図である。
　図１～図５を用いて本発明の実施形態に係る溶銑製造方法について説明する。
１．電気炉１０
　本実施形態に係る溶銑製造方法で用いる固定式直流電気炉１０（以下、電気炉１０）の一例について以下説明する。
　図２に示すように、電気炉１０は、下部１１と、炉壁１２と、炉蓋１３と、上部電極１４と、下部電極１５により構成される。
　電気炉１０の下部１１は、底部１１ａと壁部１１ｂとにより構成される。
　底部１１ａには、電気炉１０の内部にガスを吹き込むための底吹羽口１１ａ１が設けられている。
　壁部１１ｂには、溶銑２１０を出銑する出銑孔１１ｂ１と電気炉スラグ２２０を排出する出滓孔１１ｂ２とが設けられている。
　炉壁１２は、電気炉１０の下部１１の壁部１１ｂの上端に取り付けられている。
　炉蓋１３には、固体鉄源供給管１３ａ、副原料供給管１３ｂ、供給口１３ｃ、及び、ダクト連結口１３ｄが設けられている。
　また、炉蓋１３は、炉壁１２の上端から上方に向かうに連れて電気炉１０の内部側に傾斜するように延在する傾斜部分１３Ａと、傾斜部分１３Ａの上端に連なり水平方向に延在する水平部分１３Ｂとにより構成されている。
　固体鉄源供給管１３ａと副原料供給管１３ｂは、炉蓋１３の水平部分１３Ｂを貫通するように設けられる。
　供給口１３ｃとダクト連結口１３ｄは、炉蓋１３の傾斜部分１３Ａを貫通するように設けられる。
　供給口１３ｃには、その開口部と開閉するための蓋１３ｃ１が設けられ、ダクト連結口１３ｄには電気炉１０の内部のガスを吸引するためのダクト１７が連結される。
　尚、炉蓋１３の形状は一例に過ぎず、例えば、供給口１３ｃは、水平部分１３Ｂに設けられてもよい。
　上部電極１４は、電気炉１０の炉蓋１３を貫通するように挿入される。下部電極１５は、電気炉１０の底部１１ａの耐火物内に設けられる。
　ここで、電気炉１０の内部でスラグ浴面２２１と上部電極１４の下端との間の高さ位置における、上部電極１４の外周からの水平方向離間距離（径方向離間距離）が、上部電極１４の直径の０．５倍以内である空間を上部電極対向空間αと定義する。
　また、電気炉１０の内部でスラグ浴面の高さ位置よりも上の高さ位置における、炉壁１２の内壁面からの水平方向離間距離が、「炉壁１２と上部電極対向空間αとの最短距離」以内である空間を炉内周壁空間βと定義する。
　また、図２において、（Ａ）はＡ－Ａ矢視正面断面図、（Ｂ）はＢ－Ｂ矢視側面断面図、（Ｃ）はＣ－Ｃ矢視側面断面図である。
　本実施形態に係る溶銑製造方法では、炉内周壁空間βに主原料として用いられる固体鉄源１００が存在する状態（すなわち、炉壁１２に沿って固体鉄源１００を山積みした状態）で、且つ、上部電極対向空間αに固体鉄源１００が存在しない状態（すなわち、スラグ浴面２２１を露出させた状態）で、副原料として用いられる炭材１２１及び成分調整用フラックス１２３の少なくとも一種を電気炉１０に供給する。
　固体鉄源１００を山積みできるのは、電気炉１０が固定式で、かつ連続操業で完全溶落ちを必要としない溶銑製造炉であるためである。溶鋼製造炉の場合はバッチ操業となり、全量溶解して傾動出鋼するので、常時、原料山積み操業はできない。
　また、底吹羽口１１ａ１から吹き込むガスにより溶鉄内に循環流を起こすことによって、固体鉄源１００の表面近傍の伝熱や加炭及び溶解促進を図ることができる。
　さらに、電気炉１０は、直流電気炉を採用することで電極数を減らし、炉蓋１３に固体鉄源供給管１３ａ、副原料供給管１３ｂ、供給口１３ｃを配置するための有効スペースを確保することにより、一つの電気炉１０に多種多様な原料を供給することが可能となる。
　交流電気炉では電極サイズの製造限界によって電力容量に限界があり、スケールアップが難しいが、本実施形態によれば直流電気炉を用いるのでそのような制約がない。
　また、傾動式電気炉では通電と止電を繰り返すため、生産性が低下するが、本実施形態で用いる電気炉１０は固定式であって、溶銑２１０を出銑する出銑孔１１ｂ１と電気炉スラグ２２０を排出する出滓孔１１ｂ２を用いるので、効率よく連続的に溶銑２１０を製造することが可能になる。
　電気炉１０は、二本以上の上部電極１４と、二本以上の下部電極１５（炉底耐火物電極）とを有することが好ましい。また、電気炉１０を平面視したとき、二本以上の下部電極１５は、二本以上の上部電極１４に対応する位置に設けられていることが好ましい。
　また、電気炉１０は、空気侵入を実質的に遮断可能に構成された密閉型の電気炉で、炉床からの高さの異なる出銑孔１１ｂ１と出滓孔１１ｂ２を具備することが好ましい。
　本実施形態に係る溶銑製造方法で適用する電気炉１０として固定式直流電気炉を用いることから、上部電極１４の電極数は最低で一本から可能である。それに対して、二本以上の上部電極１４と各上部電極１４に対応した下部電極１５（炉底耐火物電極）を具備することにより、直流電気炉の上部電極１４を複数本配置し、それに合わせて炉形状及びサイズを決定することにより、電源容量の増加を容易にすることができ、高炉５５を代替する規模の溶銑製造型の電気炉が可能となる。
　また、炉体の開口部を実質的になくし、空気侵入を抑制することによって、炉内のスラグ浴面２２１に滞留する炭材１２１の酸化ロスを低減し、加炭効率を向上させることができる。例えば、３０インチの直流型の上部電極１４を三本、直線状に配置し、炉形状を直方体に近い形状とすることによって、電源容量２００ＭＷの規模を実現し、大型高炉の２分の１の規模に当たる２００万ｔ／ｙの出銑能力を持たせることができる。
２．固体鉄源１００の供給
　電気炉１０には、固体鉄源１００として、鉄含有スクラップ１０１、還元鉄１０３ａ、及び、鉄含有ダスト１０３ｂの三つの原料のうちの少なくとも一種を供給する（図４のステップＳ１参照）。すなわち、固体鉄源１００として、鉄含有スクラップ１０１のみ、還元鉄１０３ａのみ、又は、鉄含有ダスト１０３ｂのみを用いてもよく、また、固体鉄源１００として、鉄含有スクラップ１０１、還元鉄１０３ａ、及び、鉄含有ダスト１０３ｂの内の二種又は全てを混合して用いてもよい。固体鉄源１００は、固体鉄源供給管１３ａ又は供給口１３ｃから供給される。
　固体鉄源供給管１３ａからは、主に、個々のサイズが比較的小さい固体鉄源１００（例えば柱状の場合、最大長が１００ｍｍ以下の固体鉄源１００）である鉄含有スクラップ１０１（例えば、小型ポンチ屑）、還元鉄１０３ａ及び鉄含有ダスト１０３ｂを電気炉１０に供給する。還元鉄１０３ａとしては、ＤＲＩ（Direct Reduced Iron）及びＨＢＩ（Hot Briquetted Iron）などを用いることができる。ＤＲＩは、高温ＤＲＩ及び低温ＤＲＩを含む。ＨＢＩは、高温でブリケット化した還元鉄である。
　鉄含有ダスト１０３ｂとしては、転炉ダストを用いることができる。
　一方、供給口１３ｃからは、主に、個々のサイズが比較的大きく、固体鉄源供給管から安定的に供給し難い固体鉄源１００（例えば柱状の場合、最大長が１００ｍｍ超の固体鉄源１００）である鉄含有スクラップ１０１（例えば、ヘビー屑）を電気炉１０に供給する。
　例えば、図５に示すように、炉内周壁空間βの上に配置された供給口１３ｃから鉄含有スクラップ１０１（固体鉄源１００）を積載した固体鉄源装入器具１８（例えば、シュートやバケット）を用いて供給することで、炉壁１２に沿って山積みすることが好ましい。
　例えば、個々のサイズが比較的大きい鉄含有スクラップ１０１は、下記の手順で電気炉１０に供給することができる。
（１）固体鉄源装入器具１８に鉄含有スクラップ１０１を積載する。
（２）そして、供給口１３ｃの蓋１３ｃ１を開いて、スラグ浴面２２１を維持したまま、電気炉１０の炉内周壁空間βに固体鉄源装入器具１８を介して鉄含有スクラップ１０１を供給する。
　尚、個々のサイズが比較的大きい鉄含有スクラップ１０１に限らず、個々のサイズが比較的小さい還元鉄１０３ａ及び鉄含有ダスト１０３ｂ等の固体鉄源１００についても、上記の手順で電気炉１０に供給口１３ｃから供給することができる。一方、鉄含有スクラップ１０１も固体鉄源供給管１３ａから投入可能なサイズであれば、固体鉄源供給管１３ａから投入してもよい。
　また、鉄含有ダスト１０３ｂの供給方法として、
（１）造粒して固体鉄源供給管１３ａから供給すること、
（２）大塊の脱水ケーキのまま鉄含有スクラップ１０１と一緒に供給口１３ｃから供給すること、または、
（３）酸化鉄粉体として、炭材粉と共に副原料供給管１３ｂからスラグ浴面２２１に供給すること、
も可能である。
　固体鉄源供給管１３ａは、供給する固体鉄源１００が炉壁１２に沿って山積みされるように配置される。このため、固体鉄源供給管１３ａは、炉内周壁空間βの上に配置されていることが好ましい。
　供給口１３ｃも同様に、供給する固体鉄源１００が炉壁１２に沿って山積みされるように配置される。このため、供給口１３ｃは、炉内周壁空間βの上方に配置されていることが好ましい。
　供給された固体鉄源１００は、固体鉄源供給管１３ａ及び供給口１３ｃからの供給後においていずれも炉壁１２に沿って山積み（すなわち、炉内周壁空間βに存在するように配置）される。
　一方、電気炉１０の上部電極対向空間αには固体鉄源１００が存在しない、すなわち、電気炉スラグ２２０のスラグ浴面２２１が露出している。このような、固体鉄源１００が存在しない上部電極対向空間αのスラグ浴面２２１は、上部電極１４と、下部電極１５との間の領域に形成される。
　以上のように、電気炉１０の炉内周壁空間βに存在するように供給した固体鉄源１００は、炉壁１２に沿って山積みした状態で配置される。それによって山積みされた固体鉄源１００の上部はアークおよびスラグ浴面２２１の輻射熱によって予熱され、スラグ浴面２２１の下部に浸漬した固体鉄源１００は溶解が進む。また、固体鉄源１００が炉壁１２に沿って山積みされるため、それが炉壁１２の耐火物を保護し、炉壁１２からの抜熱ロスを軽減して熱効率向上に寄与する。この効果をより好適に得るためには、電気炉１０の炉内周壁空間βに存在するように供給した固体鉄源１００の頂部は、上部電極１４の下端よりも高い位置に存在することが好ましい。更には、上部電極対向空間αは、炉壁１２に沿って山積みした状態の固体鉄源１００によって全周が囲まれた領域に形成されていることが好ましい。
　また、炉壁１２の保護および炉壁１２からの熱ロス低減の効果をより好適に得るためには、供給した固体鉄源１００は、炉壁１２の全周に沿って山積みされていることが好ましい。すなわち、炉内周壁空間βの全周に沿って固体鉄源１００が存在することが好ましい。
　本実施形態で電気炉１０に供給する還元鉄１０３ａは、水素ガス、天然ガス、及び、ＣＯガスの少なくとも一種を用いて鉄鉱石を還元することによりＣ濃度が０～４質量％とされたＤＲＩ又はＨＢＩであることが好ましい。化石燃料由来の炭素による還元の比率を抑え、ＣＯ２排出量削減に寄与するためである。還元鉄１０３ａのＣ濃度は更に好ましくは２～４質量％である。電気炉内で炭材１２１を供給する場合は加炭効率が低いが、Ｃ濃度が２～４質量％の還元鉄を用いることにより、加炭処理を軽減できるためである。
　尚、木炭などの炭材を内装したペレットから製造した還元鉄を還元鉄１０３ａとして用いてもよい。
３．製鋼スラグ１４０の供給
　電気炉１０には、製鋼スラグ１４０を供給することができる（図４のステップＳ２参照）。
　本実施形態に係る溶銑製造方法において、製鋼スラグ１４０とは、製鋼設備５１あるいは取鍋脱リン精錬設備５７で生成されるスラグの総称である。製鋼スラグ１４０として、製鋼設備５１で生成される溶銑脱硫スラグ、製鋼設備５１で生成される転炉スラグ、製鋼設備５１で生成される二次精錬スラグ、および、取鍋脱リン精錬設備５７で生成される脱リンスラグ３２０、の少なくとも一種のスラグを用いることができる。また、高温の溶融状態にある製鋼スラグ１４０を溶融スラグと称する。
　製鋼スラグ１４０は低温の固化状態でも供給可能であるが、熱の有効利用の観点から高温の溶融状態で電気炉１０の炉内周壁空間βに存在する固体鉄源１００に供給することが望ましい。酸化度の高い溶融スラグをそのまま、露出したスラグ浴面２２１に供給すると、酸化度の高い溶融スラグ（電気炉スラグ２２０）と溶銑２１０との混合による直接反応が起き、突沸状態となって激しいスラグフォーミングを引き起こす。それを防ぐためには、山積み状に配置された鉄含有スクラップ１０１、還元鉄１０３ａ、及び、鉄含有ダスト１０３ｂの少なくとも一種の上部に溶融スラグを供給することが好ましい。それによって、供給した溶融スラグと溶銑２１０との直接反応を回避し、突沸を防止することができる。
　図２に示す例では、電気炉１０の炉蓋１３（傾斜部分１３Ａ又は水平部分１３Ｂ）に設けた供給口１３ｃからまず鉄含有スクラップ１０１を供給して電気炉１０の炉壁１２に沿って鉄含有スクラップ１０１を山積みし、次に、同じ供給口１３ｃから溶融状態の製鋼スラグ１４０を供給する。製鋼スラグ１４０は山積みされた鉄含有スクラップ１０１の上に注ぎ込まれる。
　また、供給する製鋼スラグ１４０が固化状態の場合は、供給口１３ｃ及び固体鉄源供給管１３ａ、副原料供給管１３ｂのいずれか一つ以上から供給してもよい。
　製鋼スラグ１４０のうち、転炉スラグや脱リンスラグ３２０は成分としてＰ２Ｏ５を含有しており、また、高リン還元鉄も成分としてＰ及びＰ２Ｏ５を含有している。これらを電気炉１０に供給して、電気炉１０で還元することで、リンが溶銑２１０に移行し、高リン溶銑が製造されることで、リンを回収することができる。
　また、製鋼スラグ１４０のうち、溶銑脱硫スラグ及び二次精錬スラグに含まれるＣａＯとＡｌ２Ｏ３は電気炉スラグ２２０の成分調整に利用できる。
　このように製鋼設備５１で発生する製鋼スラグ１４０はすべて電気炉１０に供給することが可能である。
　結果として生成した電気炉スラグ２２０は、高炉スラグ４２と同等の組成に調整することで、高炉セメント等の原料として利用することができる。
　上記のように高リン還元鉄を用いるということは、高リン還元鉄を製造する際に高リン鉄鉱石を原料として用いることになる。従って、Ｐ濃度の高い低品位鉄鉱石の使用可能範囲が拡大する。
　尚、高リン還元鉄とは、高リン鉄鉱石を原料として還元した還元鉄（ＤＲＩやＨＢＩなど）であり、Ｐ濃度が０．１５質量％以上のものを意味している。
　電気炉１０には、炉壁１２に沿って固体鉄源１００を山積みした状態で、且つ、上部電極対向空間αにスラグ浴面２２１を露出させた状態で、炭材１２１、及び、成分調整用フラックス１２３が供給される（図４のステップＳ３とステップＳ４参照）。
４．炭材１２１の供給
　炭材１２１は、酸化物（製鋼スラグ１４０、鉄含有ダスト１０３ｂの中の酸化鉄、還元鉄１０３ａの中の未還元酸化鉄など）の還元材及び加炭材として用いられる。炭材１２１には、コークス、石炭、木炭などを用いることができる。
　炭材１２１の粒径は０．５ｍｍ～１０ｍｍであることが好ましい。炭材１２１が、粒径０．５ｍｍ～１０ｍｍであれば微粉ではないため飛散ロスが少なく、また小粒径のため反応速度が速い。ここで、粒径とは、粒子が通過できる篩の網目で定義し、粒径が１０ｍｍ以下とは、１０ｍｍの篩を通過できるものとする。また、供給する炭材１２１の８０質量％以上の粒径が０．５ｍｍ～１０ｍｍであればよい。
　炭材１２１を添加することにより、酸化物の還元反応を進行させ、また、溶鉄に加炭して溶鉄のＣ濃度を上昇させる。
　そして、Ｃ濃度が２～４質量％以上、温度が１４００℃～１５５０℃である溶銑２１０とし、出銑孔１１ｂ１から出銑する。これにより、溶銑をそのまま、あるいは溶銑の脱リン処理を行った上で、単独で製鋼工程に供給することができる。
　電気炉１０で溶鉄に加炭して溶銑２１０を製造する場合、溶鉄に炭材１２１を上方からスラグ浴面２２１に供給しただけでは、比重差からスラグ浴面２２１に浮遊してしまい、溶鉄に到達できない場合がある。
　本実施形態では、電気炉１０として直流電気炉を用いる。直流電気炉においては、電極直下のスラグや溶鉄中に下向きの強い流れを起こし、それによって炭材１２１を下方の溶鉄に送り込み、炭材１２１の溶解を促進することができる。
　また、本実施形態では、炭材１２１を電気炉１０の上部電極１４の周辺の複数個所から、上部電極対向空間αに形成されたスラグ浴面２２１に供給することが好ましい。このように炭材１２１を供給することにより、炉内スラグ（電気炉１０の内部のスラグ）を還元すると同時に、当該スラグの循環流動により浮遊する炭材粉を速やかに溶鉄に運搬、溶解させ、溶鉄のＣ濃度が２％以上となるよう加炭することができる。
　さらに、直流電気炉を用いることによって、電磁力により上部電極１４の直下のスラグ及び溶鉄に下方へ向かう流れが形成され、スラグ浴に供給した炭材粉を下方の溶鉄に運搬しやすくなる。炭材供給位置に関し、上部電極１４の周辺とは、上部電極１４からの水平距離が１ｍ以内が好ましい。複数個所とは、電極一本あたり二個所以上が好ましい。
　加えて、電気炉１０の底部１１ａにおける、上部電極１４の直下から、１ｍ以上の水平距離で離れた位置に、流量可変型の小径円または扁平なガス流路を有する一本または複数の底吹羽口１１ａ１を設け、一本あたり最大で２００Ｎｍ３／ｈの不活性ガスを電気炉１０の内部に吹き込む底吹羽口１１ａ１を具備することが好ましい。電極直下から１ｍ以上離れた場所にガスを吹き込むことにより、溶鉄とスラグの流動を促進し、中央部電極直下における下向きの強い流れを加速し、それによって炭材１２１を下方の溶鉄に送り込み、炭材１２１の溶解を促進することができる。なお、電気炉１０の底部１１ａにおいて底吹羽口１１ａ１が設けられる位置に関し、上部電極１４の直下からの離間距離の上限値は例えば５ｍ、又は３ｍであればよい。
　底吹流量の上限を２００Ｎｍ３／ｈ以下に限定する理由は、底吹羽口１１ａ１の溶損速度を抑え、羽口交換の頻度を低減するためである。底吹きガスとしては、電気炉内を還元雰囲気に維持でき、かつ安価な窒素ガスを用いることが好ましい。
　また、スラグ浴面２２１に浮遊する炭材１２１は電気炉１０の内部に侵入する空気によって容易に燃焼するので、これを防ぐためにできるだけ電気炉１０を密閉型にすることが有効である。炉体の開口部をなくし、空気侵入を防ぐことによって、炉内のスラグ浴面２２１に滞留する炭材１２１の酸化ロスを低減し、加炭効率を向上させることができる。
５．成分調整用フラックス１２３の供給
　成分調整用フラックス１２３は、成分組成としてＣａＯ、ＳｉＯ２、Ａｌ２Ｏ３の少なくとも一種を含むフラックスである。
　製鋼スラグ１４０や固体鉄源１００に含有される酸化物の溶解、還元を速やかに進行させ、電気炉スラグ２２０を出滓孔１１ｂ２から円滑に排出するために、スラグ成分を調整し、融点と粘性を低下させて反応性と流動性を確保する必要がある。そこで、本実施形態では、電気炉１０の内部には、成分組成としてＣａＯ、ＳｉＯ２、Ａｌ２Ｏ３の少なくとも一種を含む成分調整用フラックス１２３を投入する。炭材１２１及び成分調整用フラックス１２３を添加後の電気炉スラグ成分として、質量％で、
・Ｔ．Ｆｅ濃度：５％以下、
・ＣａＯ／ＳｉＯ２濃度比：１．０～１．３、
・Ａｌ２Ｏ３濃度：８～２０％
の範囲とすることが好ましい。
　尚、製鋼スラグ１４０を供給しない場合であっても、成分調整用フラックス１２３は供給する。
　成分調整用フラックス１２３の中のＣａＯ濃度、ＳｉＯ２濃度、Ａｌ２Ｏ３濃度、成分調整用フラックス１２３の添加量の好適範囲については、供給する製鋼スラグ１４０及び固体鉄源１００に含まれる酸化物の成分によっても変動する。製鋼スラグ１４０や固体鉄源１００に含まれる酸化物の成分と成分調整用フラックス１２３が混合した後において、電気炉スラグの成分が上記好適な範囲となれば良い。例えば、
・ＣａＯ濃度９５質量％の生石灰、
・ＳｉＯ２濃度９９質量％の珪砂、
・Ａｌ２Ｏ３濃度８３質量％のレンガ屑、および
・ＳｉＯ２濃度５９質量％、Ａｌ２Ｏ３濃度２３質量％のフライアッシュ
を適切に配合することにより、スラグ組成を最適範囲に調整し、スラグ溶解を好適に促進させることができる。成分調整用フラックス１２３としては、生石灰、珪砂、レンガ屑、フライアッシュの他に、下水汚泥灰、アルミドロス、等を用いることができる。また、製鋼スラグ自体を成分調整用フラックスとして用いることもできる。
　図２に示す例では、副原料供給管１３ｂから露出したスラグ浴面２２１に向けて、炭材１２１と成分調整用フラックス１２３を供給している。
　電気炉１０の内部で製造された溶銑２１０は出銑孔１１ｂ１から出銑する。また、電気炉スラグ２２０は出滓孔１１ｂ２から排出する。製鋼スラグ１４０や固体鉄源１００に含有される酸化物が還元及び改質されて、高炉スラグ４２相当の高品質の還元スラグが電気炉スラグ２２０として回収される。この電気炉スラグ２２０は、還元前と比べてＦｅＯ、Ｐ２Ｏ５等の濃度が低いため、例えば、セメント原料又はセラミック製品として利用できる。また、低膨張性となるため、路盤材、骨材、及び、石材のような土木用材料として使用できる。
６．取鍋脱リン精錬
　製鋼スラグや高リン還元鉄を用いた場合、電気炉１０から出銑した溶銑２１０は、Ｐ濃度の高い高リン溶銑である。この溶銑２１０のＰ濃度が０．１５％より高い場合、溶銑２１０を取鍋２４に収容し（図３参照）、Ｐ濃度が０．１５％以下となるまで取鍋脱リン精錬による脱リン処理を施して脱リン処理後溶銑３１０と脱リンスラグ３２０を製造する（図４のステップＳ５）。
　図１の（Ｂ）に示すように、脱リン処理後溶銑３１０は溶銑脱硫設備５２、転炉５３、および二次精錬設備５４からなる製鋼設備５１に送って溶鋼を製造する（図４のステップＳ６Ａ参照）。
　Ｐ濃度の高い溶銑２１０を、電気炉１０から排出後、取鍋２４で普通溶銑のＰ濃度レベル以下まで脱リンすることで、次工程の転炉５３での脱リン負荷軽減を図ると同時に、Ｐ２Ｏ５濃度の高い高リン酸スラグ３２１を得ることができる。高リン酸スラグ３２１はリン酸肥料やリン酸製品原料とすることができる。
　なお、取鍋脱リン精錬で得られた脱リンスラグ３２０のＰ２Ｏ５濃度が目標値よりも低い場合には、再度、電気炉１０に供給して溶銑２１０のＰ濃度を高め、再度取鍋脱リン精錬することで脱リンスラグ３２０のＰ２Ｏ５濃度をさらに高めることができる。Ｐ２Ｏ５濃度が十分に高い場合は、リン酸肥料またはリン酸原料として利用できる。即ち、上記取鍋脱リン精錬で形成された脱リンスラグ３２０は、Ｐ２Ｏ５濃度に応じて電気炉１０へリサイクルするか、高リン酸スラグ３２１としてリン酸肥料またはリン酸原料として利用する（図４のステップＳ６Ｂ参照）。
　上記の方法を用いることによって、Ｐ濃度の高い低品位鉄鉱石の使用可能範囲が拡大し、また、製鋼設備５１で発生するスラグはすべて、より付加価値の高い高炉スラグ相当のスラグに転換できる。さらに、有価な鉄及びリンは回収し、鉄源およびリン酸肥料等の製品にすることができる。
　脱リンスラグ３２０のＰ２Ｏ５濃度が８％未満の場合は電気炉１０にリサイクルし、脱リンスラグ３２０のＰ２Ｏ５濃度が８％以上の場合はＰ２Ｏ５、ＣａＯ、ＳｉＯ２、およびＭｇＯを含むリン酸肥料かまたはリン酸原料とすると好ましい。Ｐ２Ｏ５濃度に関し、８％を境界にしているのは、それ以下ではリン酸肥料としての肥料効果が著しく低下するからである。もちろん、リン酸原料としては、Ｐ２Ｏ５が高いほど効率よく製品化することができる。
　取鍋脱リン精錬で行う脱リン処理方法として、図３に示すように、ランス２１からの酸素上吹きと酸化鉄および石灰系脱リン剤の上方添加を行い、撹拌ガス吹き込み用に鍋底ポーラスプラグ２３または浸漬ランス２５から０．５～５ＮＬ／ｔ／ｍｉｎのガスを吹き込むと好ましい。ランス２１からの酸素上吹きと酸化鉄供給により、脱リン酸化精錬を行う。
　取鍋脱リン精錬設備５７において、Ｐ濃度を０．１％前後まで下げる脱リンであればスラグの塩基度は２以下で、肥料効果を阻害するＦ（フッ素）を含むホタル石を使わずに脱リンが可能である。
　よりＰ濃度を下げるために高塩基度（例えば、塩基度２．５以上）のスラグを必要とする場合、望ましくは石灰系脱リン剤の一部を燃料バーナー２２で投射し、石灰系脱リン剤の粉末を燃料バーナー２２の燃焼炎中を通過させることによって溶融する。また、鍋底ポーラスプラグ２３または浸漬ランス２５から０．５～５ＮＬ／ｔ／ｍｉｎの撹拌ガスを吹き込むことにより、溶銑２１０が撹拌され、脱リン反応効率の向上、燃料バーナー２２の熱効率の向上、スラグ中のＴ．Ｆｅ濃度レベルの制御を容易に行うことが可能となる。窒素ガス吹き込み速度を５ＮＬ／ｔ／ｍｉｎ以下の好適範囲とすることにより、スラグ中のＴ．Ｆｅ濃度を好適範囲とすることができる。また、窒素ガス吹き込み速度を０．５ＮＬ／ｔ／ｍｉｎ以上の適正流量とすることにより、スラグ浴の表面更新をガス撹拌で促進し、燃料バーナー２２の熱効率を向上させることができる。
　図１には、本願の溶銑製造工程の概略図（図１（Ｂ））を、従来例（図１（Ａ））と対比して示す。また溶銑製造型の電気炉の模式図を図２に、脱リン処理装置の概略図を図３に示す。
　本実施例では、鉄含有スクラップ１０１、還元鉄１０３ａ、鉄含有ダスト１０３ｂ、溶融した製鋼スラグ１４０、炭材１２１、及び成分調整用フラックス１２３を、それぞれの方法で電気炉１０に供給し、
・炭材１２１からの炭素源により溶解還元して溶銑２１０と還元した電気炉スラグ２２０を製造する密閉型の固定式直流電気炉と、
・得られた溶銑２１０（高リン溶銑）を脱リンすることによって、転炉５３にリサイクル可能な脱リン処理後溶銑３１０（普通溶銑）とリン酸肥料または取鍋リン酸原料となる高リン酸スラグ３２１とを製造する取鍋脱リン精錬設備５７と、
を用いる溶銑及び溶鋼の製造工程を用いている。
　以下、具体的に実施例を記す。
　電気炉１０として電源容量最大２００ＭＷ、上部電極１４を三本、下部電極１５（炉底耐火物電極）として上部電極１４の直下に導電性耐火物電極を備えて非導電性耐火物で分離し、高さ位置（レベル）の異なる出銑孔１１ｂ１と出滓孔１１ｂ２を二個ずつ有する固定式直流電気炉を用いた。電気炉１０の諸元を表１に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
　還元鉄１０３ａ及び鉄含有ダスト１０３ｂは、炉蓋１３における炉壁１２の近傍に設けた１２本の固体鉄源供給管１３ａを選択的に用いて供給した。鉄含有スクラップ１０１は炉蓋１３に設けた二つの供給口１３ｃのそれぞれの蓋１３ｃ１を開口してシュートで供給し、いずれも電気炉１０の炉壁１２に沿って山積みされるように供給した（図２参照）。一方、還元材かつ加炭材となる炭材粉、およびフライアッシュ、珪砂、レンガ屑といった成分調整用フラックス１２３は上部電極１４の近傍の炉蓋１３に設けた６か所の副原料供給管１３ｂから炉内のスラグ浴面２２１の露出面に、鉄含有スクラップ１０１を供給する供給口１３ｃの蓋１３ｃ１が開いている時を除き連続的に供給した。
　また、鉄およびリンの回収と電気炉スラグ２２０の成分調整を目的として、転炉５３から排出されたスラグ（製鋼スラグ１４０）をスラグ鍋１６に収容し、電気炉１０に供給口１３ｃから溶融状態で供給した（図２参照）。具体的には、溶融スラグと溶銑２１０との直接反応を回避し、突沸を防止するために、山積み状に配置された還元鉄１０３ａまたは鉄含有スクラップ１０１に向けて、供給口１３ｃから供給した。
　電気炉１０は連続操業で、炉内には常時３００ｔの溶銑２１０が種湯として存在し、４０分おきに３００ｔの溶銑２１０を出銑孔１１ｂ１から排出し、またスラグは出滓孔１１ｂ２より上部にある電気炉スラグ２２０を排出する形態をとり、一部はそのまま水砕処理を行ってセメント原料とした。
　また、溶銑２１０と随伴して出銑孔１１ｂ１から排出されるスラグは、スキンマーで分離して徐冷処理を行い、ケイカル肥料や土木用材料とした。出銑と出滓の際、上部電極１４によるアーク照射は継続して実施した。
　電気炉１０の底部１１ａには、炭材１２１の溶鉄への溶解と、固体鉄源１００の溶解を促進する目的で、下部電極１５（炉底耐火物電極）の位置の外側（上部電極１４の直下から３ｍ離れた位置）に底吹羽口１１ａ１を合計八か所に設け、ガス吹き込みを行った。
　電気炉１０から排出された溶銑２１０は、容量３００ｔの取鍋２４で受銑し、取鍋脱リン精錬設備５７での処理を行った（図３参照）。取鍋脱リン装置２０の諸元を表２に示す。取鍋脱リン装置２０には、
・石灰系脱リン剤と酸化鉄を上方添加する装置、
・酸素上吹き用のランス２１、
・粉体を投射できる燃料バーナー２２（ＬＰＧバーナーランス）、および
・鍋底ポーラスプラグ２３（底吹ポーラス羽口）
が備わっている。
　表４に示すＣａｓｅ１とＣａｓｅ３では石灰系脱リン剤供給と酸素上吹きを行い、酸化鉄供給によって冷却して温度調節を行った。
　また、Ｃａｓｅ２とＣａｓｅ４では塩基度が２．０とやや高かったので、酸素上吹を途中で中止し、石灰系脱リン剤をバーナーで投射しながら酸化鉄を供給し、脱リン剤粒子にＰ２Ｏ５を吸収させた。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
　取鍋脱リン精錬設備５７で得られた脱リン処理後溶銑３１０は普通溶銑と同レベルのＰ濃度のため、そのまま製鋼設備５１に搬送した。また脱リンスラグ３２０は比較的（Ｐ２Ｏ５）濃度が高いので、リン酸肥料として利用した。より（Ｐ２Ｏ５）濃度の高い肥料を所望する場合には、脱リンスラグ３２０を還元用の電気炉１０に供給して溶銑中のＰ濃度の上昇を図ってもよい。
　製鋼設備５１では、取鍋脱リン精錬設備５７で得られた脱リン処理後溶銑３１０に対し溶銑脱硫設備５２で脱硫処理を施し、転炉５３に供給した。転炉５３には、高炉溶銑は供給しなかった。転炉５３で脱炭と仕上げ脱リンを行い、二次精錬設備５４を経て連続鋳造設備５６で鋳造した（図１参照）。また、転炉５３へ供給時の溶銑中のＣ濃度が２．０％と高炉溶銑よりかなり低く、熱源が不足するため、鉄含有スクラップ１０１は供給せず、主原料は全て溶銑とした。
　以下に本法の実施例の設備と操業の前提条件を示す。
　表４に示すＣａｓｅ１～Ｃａｓｅ４の処理を行った。電気炉１０へ供給する主原料のうち、還元鉄１０３ａについては、いずれも表３に示す成分の高リン鉄鉱石由来のＤＲＩを用いた。電気炉１０に供給する成分調整用フラックス１２３については、ＳｉＯ２源として珪砂を用い、Ａｌ２Ｏ３源としてアルミナれんが屑を用い、それぞれ表４の「成分調整用フラックス」欄の「ＳｉＯ２」「Ａｌ２Ｏ３」欄に供給原単位を記載した。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000004
　《Ｃａｓｅ１》
　固体鉄源１００として、表３に示す還元鉄１０３ａ（高リン鉄鉱石由来のＤＲＩ）を１００％使用し、製鋼スラグ１４０として表４のＣａｓｅ１の転炉工程「スラグ」に示す成分と原単位の転炉スラグを溶融状態で全量、電気炉１０に供給した。
　電気炉精錬で得られた生成物としての溶銑２１０のＰ濃度は０．２３％であったので、取鍋脱リン精錬設備５７で溶銑２１０をＰ濃度が０．１０％になるまで脱リンして、得られた脱リン処理後溶銑３１０を製鋼設備５１に送った。
　この脱リン処理後溶銑３１０を転炉５３に供給し、転炉吹錬の結果、溶鋼のＰ濃度は０．０１５％であった。
　取鍋脱リン精錬設備５７での脱リンスラグ３２０の（Ｐ２Ｏ５）濃度は６．２％であったので、次チャージであるＣａｓｅ２において電気炉１０にリサイクルした。
　全体工程での濃度の推移は以下のとおりである。
・溶銑２１０のＰ濃度：０．２３％、
・脱リンスラグ３２０のＰ濃度：０．１０％、
・脱リンスラグ３２０の（Ｐ２Ｏ５）濃度：６．２％、
・転炉出鋼Ｐ濃度：０．０１５％
　《Ｃａｓｅ２》
　固体鉄源１００として、表３に示す還元鉄１０３ａ（高リン鉄鉱石由来のＤＲＩ）を１００％使用し、製鋼スラグ１４０として表４のＣａｓｅ２の転炉工程「スラグ」に示す成分と原単位の転炉スラグを溶融状態で全量、電気炉１０に供給した。
　また、前チャージであるＣａｓｅ１の脱リンスラグ３２０も電気炉１０に供給し、リン酸を富化した。
　電気炉精錬で得られた生成物としての溶銑２１０のＰ濃度は０．３５％であったので、取鍋脱リン精錬設備５７で溶銑２１０をＰ濃度が０．１０％になるまで脱リンして、得られた脱リン処理後溶銑３１０を製鋼設備５１に送った。
この脱リン処理後溶銑３１０を転炉５３に供給し、転炉吹錬の結果、溶鋼のＰ濃度は０．０１５％であった。
　取鍋脱リン精錬設備５７での脱リンスラグ３２０の（Ｐ２Ｏ５）濃度は８．９％であったので、リン酸肥料として使用した。
　全体工程での濃度の推移は以下のとおりである。
・溶銑２１０のＰ濃度：０．３５％、
・脱リンスラグ３２０のＰ濃度：０．１０％、
・脱リンスラグ３２０の（Ｐ２Ｏ５）濃度：８．９％、
・転炉出鋼Ｐ濃度：０．０１５％
　《Ｃａｓｅ３》
　固体鉄源１００として、表３に示す還元鉄１０３ａ（高リン鉄鉱石由来のＤＲＩ）を５０％、鉄含有スクラップ１０１を５０％使用し、製鋼スラグ１４０として表４のＣａｓｅ３の転炉工程「スラグ」に示す成分と原単位の転炉スラグを溶融状態で全量、電気炉１０に供給した。
　電気炉精錬で得られた生成物としての溶銑２１０のＰ濃度は０．１６％であったので、取鍋脱リン精錬設備５７で溶銑２１０をＰ濃度が０．１０％になるまで脱リンして、製鋼設備５１に送った。
　この脱リン処理後溶銑３１０を転炉５３に供給し、転炉吹錬の結果、溶鋼のＰ濃度は０．０１５％であった。
　取鍋脱リン精錬での脱リンスラグ３２０の（Ｐ２Ｏ５）濃度は４．５％であったので、次チャージの電気炉１０にリサイクルした。
　全体工程での濃度の推移は以下のとおりである。
・溶銑２１０のＰ濃度：０．１６％、
・脱リンスラグ３２０のＰ濃度：０．１０％、
・脱リンスラグ３２０の（Ｐ２Ｏ５）濃度：４．５％、
・転炉出鋼Ｐ濃度：０．０１５％
　《Ｃａｓｅ４》
　固体鉄源１００として、表３に示す還元鉄１０３ａ（高リン鉄鉱石由来のＤＲＩ）を５０％、鉄含有スクラップ１０１を５０％使用し、製鋼スラグ１４０として表４のＣａｓｅ４の転炉工程「スラグ」に示す成分と原単位の転炉スラグを溶融状態で全量、電気炉１０に供給した。
　電気炉精錬で得られた生成物としての溶銑２１０のＰ濃度は０．１４％であったので、取鍋脱リン精錬設備５７で溶銑２１０をＰ濃度が０．０７％になるまで脱リンして、製鋼設備５１に送った。
　この脱リン処理後溶銑３１０を転炉５３に供給し、転炉吹錬の結果、溶鋼のＰ濃度を０．０１０％まで下げ、極低リン鋼を溶製することができた。
　取鍋脱リン精錬での脱リンスラグ３２０の（Ｐ２Ｏ５）濃度は３．７％であったので、次チャージの電気炉１０にリサイクルした。
　全体工程での濃度の推移は以下のとおりである。
・溶銑２１０のＰ濃度：０．１４％、
・脱リンスラグ３２０のＰ濃度：０．０７％、
・脱リンスラグ３２０の（Ｐ２Ｏ５）濃度：３．７％、
・転炉出鋼Ｐ濃度：０．０１０％
　本発明によれば、高炉の代わりに固定式直流電気炉を用いることで製鉄におけるＣＯ２発生を大幅に削減し、効率よく連続的に溶銑を製造することを可能となる。
１０　固定式直流電気炉
α　上部電極対向空間
β　炉内周壁空間
１１　下部
１１ａ　底部
１１ａ１　底吹羽口
１１ｂ　壁部
１１ｂ１　出銑孔
１１ｂ２　出滓孔
１２　炉壁
１３　炉蓋
１３Ａ　傾斜部分
１３Ｂ　水平部分
１３ａ　固体鉄源供給管
１３ｂ　副原料供給管
１３ｃ　供給口
１３ｃ１　蓋
１３ｄ　ダクト連結口
１４　上部電極
１５　下部電極（炉底耐火物電極）
１６　スラグ鍋
１７　ダクト
１８　固体鉄源装入器具
２０　取鍋脱リン装置
２１　ランス
２２　燃料バーナー
２３　鍋底ポーラスプラグ
２４　取鍋
２５　浸漬ランス
４２　高炉スラグ
５１　製鋼設備
５２　溶銑脱硫設備
５３　転炉
５４　二次精錬設備
５５　高炉
５６　連続鋳造設備
５７　取鍋脱リン精錬設備
１００　固体鉄源
１０１　鉄含有スクラップ
１０３ａ　還元鉄
１０３ｂ　鉄含有ダスト
１２１　炭材
１２３　成分調整用フラックス
１４０　製鋼スラグ
２１０　溶銑
２２０　電気炉スラグ
２２１　スラグ浴面
３１０　脱リン処理後溶銑
３２０　脱リンスラグ
３２１　高リン酸スラグ

Claims (15)

  1. 　固定式直流電気炉を用いた溶銑製造方法であって、
    　炉内で、スラグ浴面と、炉蓋より挿入された上部電極の下端との間の高さ位置における、前記上部電極の外周からの水平方向離間距離が、前記上部電極の直径の０．５倍以内である空間を上部電極対向空間と定義し、
    　前記炉内で、前記スラグ浴面の高さ位置よりも上の高さ位置における、炉壁の内壁面からの水平方向離間距離が、前記炉壁と前記上部電極対向空間との最短距離以内である空間を炉内周壁空間と定義したとき、
    　前記炉内周壁空間に固体鉄源が存在する状態で、且つ、前記上部電極対向空間に前記固体鉄源が存在しない状態で、副原料を前記固定式直流電気炉に供給し、
    　質量％で、Ｃ濃度が２～４％、温度が１４００℃～１５５０℃である溶銑を出銑孔から出銑する
    ことを特徴とする溶銑製造方法。
  2. 　前記炉内周壁空間における前記固体鉄源の頂部が、前記上部電極の下端よりも高い位置に存在する
    ことを特徴とする請求項１に記載の溶銑製造方法。
  3. 　前記炉内周壁空間の全周に沿って前記固体鉄源が存在する
    ことを特徴とする請求項１又は２に記載の溶銑製造方法。
  4. 　前記固定式直流電気炉は、
    　　二本以上の前記上部電極と、
    　　前記固定式直流電気炉の底部の耐火物内に設けられた二本以上の下部電極と、
    を有し、
    　前記固定式直流電気炉を平面視したとき、前記二本以上の下部電極は、前記二本以上の上部電極に対応する位置に設けられている
    ことを特徴とする請求項１又は２に記載の溶銑製造方法。
  5. 　前記固体鉄源を供給するための供給口又は固体鉄源供給管が前記炉内周壁空間の上に配置されている
    ことを特徴とする請求項１又は２に記載の溶銑製造方法。
  6. 　前記固体鉄源を供給するための供給口が前記炉内周壁空間の上に配置され、
    　前記供給口から、前記固体鉄源を積載した固体鉄源装入器具を用いて、前記固体鉄源を供給する
    ことを特徴とする請求項５に記載の溶銑製造方法。
  7. 　前記固体鉄源が、鉄含有スクラップ、還元鉄、及び、鉄含有ダスト、の少なくとも一種である
    ことを特徴とする請求項１又は２に記載の溶銑製造方法。
  8. 　前記固体鉄源が少なくとも還元鉄を含み、
    　前記還元鉄は、水素ガス、天然ガス、及び、ＣＯガスの少なくとも一種を用いて鉄鉱石を還元することによりＣ濃度が０～４質量％とされた還元鉄であり、
    　前記還元鉄は、ＤＲＩ又はＨＢＩである
    ことを特徴とする請求項１又は２に記載の溶銑製造方法。
  9. 　前記副原料が、炭材及び成分調整用フラックスの少なくとも一種である
    ことを特徴とする請求項１又は２に記載の溶銑製造方法。
  10. 　前記副原料が、粒径０．５ｍｍ～１０ｍｍの炭材であり、
    　前記炭材を、前記上部電極の周辺の複数個所から前記上部電極対向空間に形成された前記スラグ浴面に供給する
    ことを特徴とする請求項９に記載の溶銑製造方法。
  11. 　製鋼スラグを前記固定式直流電気炉に供給する
    ことを特徴とする請求項１又は２に記載の溶銑製造方法。
  12. 　前記製鋼スラグとして、転炉スラグ、溶銑脱硫スラグ、二次精錬スラグ、及び、脱リンスラグ、の少なくとも一種のスラグを用い、
    　前記製鋼スラグを、溶融状態で、前記炉内周壁空間に存在する前記固体鉄源に供給する
    ことを特徴とする請求項１１に記載の溶銑製造方法。
  13. 　前記固定式直流電気炉の底部における、前記上部電極の直下から１ｍ以上の水平距離で離れた位置に、流量可変型の小径円または扁平なガス流路を有する一本または複数の底吹羽口を設け、
    　前記一本または複数の底吹羽口から、一本あたり最大で２００Ｎｍ３／ｈの不活性ガスを前記固定式直流電気炉の内部に吹き込む
    ことを特徴とする請求項１又は２に記載の溶銑製造方法。
  14. 　質量％で、Ｔ．Ｆｅ濃度が５％以下、ＣａＯ／ＳｉＯ２濃度比が１．０～１．３、Ａｌ２Ｏ３濃度が８～２０％である電気炉スラグを出滓孔から排出する
    ことを特徴とする請求項１又は２に記載の溶銑製造方法。
  15. 　前記溶銑のＰ濃度が０．１５％より高い場合に、前記溶銑のＰ濃度が０．１５％以下になるまで取鍋脱リン精錬による脱リン処理を施す
    ことを特徴とする請求項１又は２に記載の溶銑製造方法。
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