排气处理方法以及排气处理设备转让专利

申请号 : CN201480041397.7

文献号 : CN105392905B

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基本信息:

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法律信息:

相似专利:

发明人 : 吉田和希原田俊哉新井贵士

申请人 : 新日铁住金株式会社

摘要 :

本发明提供一种排气处理方法以及排气处理设备。在本发明的排气处理方法中,通过将在电炉中产生的排气导入矿渣保持炉内的同时,向所述矿渣保持炉内供给含氧气体,使所述排气中的可燃性成分燃烧;将所述燃烧后的排气从所述矿渣保持炉经由排气管导入到吸引装置;通过从设置于所述排气管的中途的开口部向所述排气管内导入外部空气,对所述电炉的内压进行调节;使用设置于所述开口部的开口面积变更单元,根据所述电炉的内压的变动来变更所述开口部的面积。

权利要求 :

1.一种排气处理方法,其特征在于,其是矿渣处理工艺中的排气处理方法,该矿渣处理工艺包括:将在炼钢工序中生成的熔融矿渣投入矿渣保持炉中,将所述熔融矿渣从所述矿渣保持炉注入用于收纳铁水层和形成于所述铁水层上的熔融矿渣层的电炉内,在所述电炉中使所述熔融矿渣连续地还原,从而使所述熔融矿渣中的有价值物回收于所述铁水层中,其中,通过在将所述电炉中所产生的排气导入所述矿渣保持炉内的同时,向所述矿渣保持炉内供给含氧气体,从而使所述排气中的可燃性成分燃烧;

将所述燃烧后的排气从所述矿渣保持炉经由排气管导入到吸引装置;

通过从设置于所述排气管的中途的开口部向所述排气管内导入外部空气,对所述电炉的内压进行调节;

使用设置于所述开口部的开口面积变更单元,根据所述电炉的内压的变动来使所述开口部的面积变更。

2.根据权利要求1所述的排气处理方法,其特征在于,

还通过从设置于所述开口部与所述吸引装置之间的外部空气导入口向所述排气管内导入外部空气,对所述排气管内的排气进行冷却。

3.根据权利要求2所述的排气处理方法,其特征在于,

根据所述开口部与所述吸引装置之间的所述排气管内的排气的温度的变动来使从所述外部空气导入口导入的外部空气的流量变更。

4.一种排气处理设备,其特征在于,其是用于矿渣处理工艺的排气处理设备,该矿渣处理工艺包括:将在炼钢工序中生成的熔融矿渣投入矿渣保持炉中,将所述熔融矿渣从所述矿渣保持炉注入用于收纳铁水层和形成于所述铁水层上的熔融矿渣层的电炉内,在所述电炉中使所述熔融矿渣连续地还原,从而使所述熔融矿渣中的有价值物回收于所述铁水层中,所述排气处理设备包括:氧供给单元,其向所述矿渣保持炉内供给含氧气体;

排气管,其与所述矿渣保持炉连接;

吸引装置,其通过所述排气管对所述矿渣保持炉内的排气进行吸引;

开口部,其设置于所述排气管的中途;

压力检测单元,其对所述电炉的内压进行检测;和

开口面积变更单元,其根据所述电炉的内压的变动来使所述开口部的面积变更,其中,在将所述电炉中所产生的排气导入所述矿渣保持炉内的同时,在所述矿渣保持炉内使用所述含氧气体来使所述排气中的可燃性成分燃烧,在将该燃烧后的排气经由所述排气管排气的同时,从所述开口部向所述排气管内导入外部空气,由此对所述电炉的内压进行调节。

5.根据权利要求4所述的排气处理设备,其特征在于,

所述开口面积变更单元包括套筒,该套筒环设于所述排气管,该套筒能够通过沿着所述排气管的轴向滑动来覆盖所述开口部的至少一部分。

6.根据权利要求4或5所述的排气处理设备,其特征在于,

该排气处理设备还具有设置于所述开口部与所述吸引装置之间的所述排气管上的外部空气导入口。

7.根据权利要求6所述的排气处理设备,其特征在于,排气处理设备还具有:温度检测单元,其对所述开口部与所述吸引装置之间的所述排气管内的排气的温度进行检测;和外部空气流量控制单元,其根据所述检测到的温度来对从所述外部空气导入口导入的外部空气的流量进行控制。

说明书 :

排气处理方法以及排气处理设备

技术领域

[0001] 本发明涉及矿渣处理工艺,特别是涉及上述矿渣处理工艺中的排气处理方法以及排气处理设备。
[0002] 本申请基于2013年7月24日在日本提出申请的特愿2013-153536号要求优先权,将其内容引用于此。

背景技术

[0003] 在炼钢工序中使用转炉等并通过脱硫、脱磷或脱碳精炼生成的矿渣(炼钢矿渣,也称为炉渣)含有大量的CaO。因此,炼钢矿渣的膨胀性较高、且炼钢矿渣的体积稳定性较差,因此以往,将炼钢矿渣再利用为水泥原料、骨料等受到了限制。不过,近年来,为了谋求促进资源的循环利用,要求在将Fe、P等有价值物从炼钢矿渣分离回收的同时,将炼钢矿渣改性为高品质的矿渣而再利用。因此,以往提出了各种矿渣处理方法。
[0004] 例如,在专利文献1中公开了一种矿渣处理方法,该矿渣处理方法包括:第1工序,在该第1工序中,将钢铁矿渣加入到熔炼炉内的钢铁熔融液中,并加热以及添加还原材料,对钢铁矿渣进行改良且使钢铁矿渣中的Fe、Mn以及P转移到钢铁熔融液中,而获得改良矿渣;和第2、第3工序,在该第2、第3工序中,使钢铁熔融液中的Mn以及P氧化而依次转移到改良矿渣中,将高Mn矿渣、高P矿渣依次取出。
[0005] 在专利文献2中公开了一种方法,在该方法中,将氧化铁含有率超过5重量%的钢铁矿渣投入含碳率小于1.5重量%的钢铁浴,之后通过导入碳或碳载体,使钢铁浴碳化而获得含碳率超过2.0重量%的钢铁浴,之后,使钢铁矿渣中的氧化物还原。在该方法中,在将钢铁矿渣投入钢铁浴时,存在下述情况:钢铁矿渣与钢铁浴急剧反应从而产生钢铁矿渣的发泡(矿渣发泡),或者,钢铁矿渣从炉中喷出(溢流)。为了抑制矿渣发泡以及溢流的产生,在将钢铁矿渣投入钢铁浴之前,使钢铁浴的含碳率降低。由此,在将钢铁矿渣投入钢铁浴时,钢铁矿渣与钢铁浴之间的反应速度降低。如上所述,在钢铁矿 渣与钢铁浴之间的反应速度降低了的状态下,在使钢铁浴的含碳率提高之后,可进行钢铁矿渣的还原处理。
[0006] 另外,在非专利文献1中公开了一种将炼钢矿渣粉末、碳材料粉末以及矿渣改性材料粉末装入电炉内、进行了矿渣的还原试验的结果。而且,在专利文献3中公开了一种方法,在该方法中,在开放型直流电炉内,利用碳质还原材料对在非铁精炼中产生的熔融矿渣进行还原,使熔融矿渣分离成金属层和矿渣层,从而可从熔融矿渣回收有价金属。
[0007] 另外,在专利文献4所公开的改性方法中,为了使流动性较低的低温的炼钢矿渣熔融改性,在向收纳到容器内的低流动性的炼钢矿渣添加或喷射改性材料之前(或之后),对炼钢矿渣的表层进行机械搅拌。然后,使用加热燃烧器对炼钢矿渣和改性材料的混合层进行加热而获得了熔融矿渣,之后,将该熔融矿渣从容器排出而使其凝固。
[0008] 现有技术文献
[0009] 专利文献
[0010] 专利文献1:日本特开昭52-033897号公报
[0011] 专利文献2:日本特表2003-520899号公报
[0012] 专利文献3:澳大利亚专利AU-B-20553/95号说明书
[0013] 专利文献4:日本特开2005-146357号公报
[0014] 非专利文献
[0015] 非专利文献1:Scandinavian Journal of Metallurgy 2003;32:p7-14发明内容
[0016] 发明所要解决的问题
[0017] 然而,在上述专利文献1所记载的矿渣处理方法中,使用转炉来进行了还原处理,因此对钢铁熔融液和钢铁矿渣强力地进行了搅拌。因此,在将钢铁矿渣投入钢铁浴液时,在钢铁浴液的碳浓度较高的情况下,通过使钢铁矿渣与钢铁熔融液接触,促进钢铁矿渣与钢铁浴液之间的反应而引起矿渣发泡。为了避免矿渣发泡的产生,为了在将钢铁矿渣投入到碳浓度较低的钢铁熔融液之后促进还原反应,将碳投入钢铁浴液而使钢铁熔融液的碳浓度增加。因此,需要反复进行批处理。即,为了获得具有所需的成分组成的矿渣,需要 反复进行多次批处理(很多次的矿渣还原处理、Mn、P的氧化以及取出处理),因此作业效率以及生产率降低。
[0018] 同样地,在专利文献2所记载的矿渣还原方法中,也使用转炉来进行还原处理。因此,为了使铁水中的碳浓度增减来进行钢铁矿渣的还原处理,需要反复进行脱碳升热和加碳还原这样的批处理,因此作业效率以及生产率降低。
[0019] 另一方面,在非专利文献1所记载的还原试验中,凝固后的冷的炼钢矿渣的粉砕物是处理对象物。在专利文献3所记载的方法中,凝固后的冷矿渣也是处理对象物。为了进行冷矿渣的还原处理,需要使冷矿渣加热熔融的工序,因此因追加这样的工序而使单位能耗变高。
[0020] 如以上那样,在通过批处理使热的炼钢矿渣循环利用的以往方法(专利文献1、2)中,存在矿渣处理的作业效率以及生产率较低这样的问题。另一方面,在使冷的炼钢矿渣加热熔融而循环利用的以往方法(非专利文献1以及专利文献3)中,存在矿渣处理所需的单位能耗变高这样的问题。
[0021] 因此,本申请的发明人们为了降低单位能耗,并且为了不使在炼钢工序中生成的熔融状态的炼钢矿渣(以下称为熔融矿渣)凝固就能够处理、且提高作业效率以及生产率,对能够连续地执行熔融矿渣的还原处理的方法进行了深入研究。
[0022] 如果将熔融矿渣投入到电炉内的铁水上,就能够比使冷矿渣加热熔融的情况更加抑制单位能量消耗。不过,在将熔融矿渣投入到电炉内的铁水上时,产生熔融矿渣与铁水剧烈地反应而暴沸的现象(矿渣发泡)。若剧烈地产生矿渣发泡,则也存在产生熔融矿渣从电炉溢出的现象(溢流)的情况。因而,为了防止溢流的产生,需要抑制作为其原因的矿渣发泡的产生。
[0023] 在还原炉(转炉等)中,通过熔融矿渣与铁水之间的反应,还原反应被促进,铁水中的C对熔融矿渣中的FeO进行还原。因此,为了提高还原力,需要反复进行脱碳以及加碳,因此作业效率降低。对此,知晓了:电炉中的还原反应同熔融矿渣与铁水之间的反应相比,熔融矿渣中的铁分(FeO)与碳分(C)之间的反应是支配性的。所以,判明了:在使用了电炉的情况下,即使是铁水中的C浓度低至1.5质量%左右的情况,通过不加碳也可以进行熔融矿渣的还原处理,能够提高作业效率。因而,替代还原炉而使用电炉被 认为是抑制在投入熔融矿渣时产生矿渣发泡的对策之一。
[0024] 不过,也要考虑到电炉内的铁水中的C浓度较高的情况。因此,本申请的发明人们对如下方法进行了深入研究,并反复进行了实验,在该方法中,即使是该情况,也可以抑制在熔融矿渣投入时产生矿渣发泡,且通过不进行脱碳以及加碳处理,也能够以较高的作业效率适当地对熔融矿渣进行还原处理。
[0025] 其结果是,判明了:出于通过抑制在投入熔融矿渣时产生矿渣发泡、防止溢流的产生这样的观点考虑,优选采用以下(a)以及(b)所记载的方法。
[0026] (a)不是将具有流动性的高温的熔融矿渣直接投入电炉,而是将具有流动性的高温的熔融矿渣暂时保持在与电炉相邻配置的矿渣保持炉中。然后,以不产生上述溢流的方式一边对熔融矿渣的注入量进行调整、一边逐渐将熔融矿渣从矿渣保持炉注入电炉内。
[0027] (b)在电炉内的铁水层上预先形成熔融矿渣层(优选的是非活性的还原矿渣层)作为缓冲带,从矿渣保持炉向该熔融矿渣层注入熔融矿渣。
[0028] 通过如此使用矿渣保持炉,一边对熔融矿渣的注入量进行调整一边向电炉内的熔融矿渣层上注入熔融矿渣,从而能够在注入熔融矿渣的过程中抑制产生急剧的矿渣发泡的同时,不进行脱碳以及加碳,就可以在电炉中连续地执行熔融矿渣的还原处理。
[0029] 另外,在上述的电炉中,随着熔融矿渣的还原处理,产生含有CO等的排气、粉尘。为了防止这样的排气、粉尘的泄露,需要将电炉的内压维持在负压。然而,电炉中的排气的产生量随着例如熔融矿渣的注入量、矿渣还原处理的进行等而变动。因而,在排气的排气量恒定的情况下,在排气的产生量增加了时电炉的内压上升,有可能无法维持负压。另外,若排气的产生量减少,则电炉的内压大幅降低,过量的粉尘有可能被吸入到排气路径。对此,也可考虑使用例如调节风门等来调节排气的排气量,从而调节电炉的内压,但未必容易根据排气的产生量来精细地控制调节风门的开度。
[0030] 本发明是鉴于上述问题而做成的,提供一种可以根据执行熔融矿渣的还原处理的电炉中的排气的产生量的变动而容易地调节电炉的内压的排气处理方法以及排气处理设备。
[0031] 解决问题的手段
[0032] 本发明为了解决上述问题而达成该目的,采用以下的方案。
[0033] (1)本发明的一个方案的排气处理方法是矿渣处理工艺中的排气处理方法,该矿渣处理工艺包括:将在炼钢工序中生成的熔融矿渣投入矿渣保持炉中,将所述熔融矿渣从所述矿渣保持炉注入用于收纳铁水层和形成于所述铁水层上的熔融矿渣层的电炉内,在所述电炉中使所述熔融矿渣连续地还原,使所述熔融矿渣中的有价值物回收于所述铁水层中,所述排气处理方法中,通过在将所述电炉中所产生的排气导入所述矿渣保持炉内的同时,向所述矿渣保持炉内供给含氧气体,从而使所述排气中的可燃性成分燃烧;通过将所述燃烧后的排气从所述矿渣保持炉经由排气管导入到吸引装置;通过从设置于所述排气管的中途的开口部向所述排气管内导入外部空气,对所述电炉的内压进行调节;使用设置于所述开口部的开口面积变更单元,根据所述电炉的内压的变动来使所述开口部的面积变更。
[0034] (2)根据上述(1)所记载的排气处理方法,其中,也可以还通过从设置于所述开口部与所述吸引装置之间的外部空气导入口向所述排气管内导入外部空气,对所述排气管内的排气进行冷却。
[0035] (3)根据上述(2)所记载的排气处理方法,其中,也可以根据所述开口部与所述吸引装置之间的所述排气管内的排气的温度的变动来使从所述外部空气导入口导入的外部空气的流量变更。
[0036] (4)本发明的一个方案的排气处理设备是用于矿渣处理工艺的排气处理设备,该矿渣处理工艺包括:将在炼钢工序中生成的熔融矿渣投入矿渣保持炉,将所述熔融矿渣从所述矿渣保持炉注入用于收纳铁水层和形成于所述铁水层上的熔融矿渣层的电炉内,在所述电炉中使所述熔融矿渣连续地还原,从而使所述熔融矿渣中的有价值物回收于所述铁水层中,该排气处理设备包括:氧供给单元,其向所述矿渣保持炉内供给含氧气体;排气管,其与所述矿渣保持炉连接;吸引装置,其通过所述排气管对所述矿渣保持炉内的排气进行吸引;开口部,其设置于所述排气管的中途;压力检测单元,其对所述电炉的内压进行检测;和开口面积变更单元,其根据所述电炉的内压的变动来使所述开口部的面积变更,其中,在将所述电炉中所产生的排气导入所述矿渣保持炉内的同时,在所述矿渣保持炉内使用所述含氧气体来使所述排气 中的可燃性成分燃烧,在将该燃烧后的排气经由所述排气管排气的同时,从所述开口部向所述排气管内导入外部空气,由此对所述电炉的内压进行调节。
[0037] (5)根据上述(4)所记载的排气处理设备,其中,也可以是,所述开口面积变更单元包括套筒,该套筒环设于所述排气管,该套筒能够通过沿着所述排气管的轴向滑动来覆盖所述开口部的至少一部分。
[0038] (6)上述(4)或(5)所记载的排气处理设备也可以还具有设置于所述开口部与所述吸引装置之间的所述排气管上的外部空气导入口。
[0039] (7)上述(6)所记载的排气处理设备也可以还具有:温度检测单元,其对所述开口部和所述吸引装置之间的所述排气管内的排气的温度进行检测;和外部空气流量控制单元,其根据所述检测到的温度来对从所述外部空气导入口导入的外部空气的流量进行控制。
[0040] 发明效果
[0041] 根据上述技术方案,能够根据执行熔融矿渣的还原处理的电炉中的排气的产生量的变动来容易地对电炉的内压进行调节。

附图说明

[0042] 图1是表示本发明的第1实施方式的矿渣处理工艺的工序图。
[0043] 图2是表示本发明的第1实施方式的矿渣处理设备的整体构成的示意图。
[0044] 图3是表示本发明的第1实施方式的矿渣保持炉(保持姿势)的纵剖视图。
[0045] 图4是表示本发明的第1实施方式的矿渣保持炉(注入姿势)的纵剖视图。
[0046] 图5是表示本发明的第1实施方式的排气处理设备的构成的示意图。
[0047] 图6是表示本发明的第2实施方式的排气处理设备的构成的示意图。
[0048] 图7是表示本发明的第2实施方式的压力指示控制器的控制方法的例子的流程图。
[0049] 图8是表示本发明的第2实施方式的温度指示控制器的控制方法的例子的流程图。
[0050] 图9A是表示本实施例的矿渣注入工序中的排气产生量(电炉1中的排 气g1的产生量)与经过时间之间的关系的图形。
[0051] 图9B是表示本实施例的矿渣注入工序中的狭缝宽度(狭缝58的宽度)与经过时间之间的关系的图形。
[0052] 图9C是表示本实施例的矿渣注入工序中的电炉1的内压与经过时间之间的关系的图形。
[0053] 图10A是表示本实施例的矿渣注入工序中的排气温度(排气g3的温度)与经过时间之间的关系的图形。
[0054] 图10B是表示本实施例的矿渣注入工序中的调节风门开度(调节风门65的开度)与经过时间之间的关系的图形。
[0055] 图11A是表示本实施例的间隔工序中的排气产生量(电炉1中的排气g1的产生量)与经过时间之间的关系的图形。
[0056] 图11B是表示本实施例的间隔工序中的狭缝宽度(狭缝58的宽度)与经过时间之间的关系的图形。
[0057] 图11C是表示本实施例的间隔工序中的电炉1的内压与经过时间之间的关系的图形。

具体实施方式

[0058] 以下,一边参照附图一边对本发明的优选的实施方式详细地进行说明。此外,在本说明书以及附图中,对于实质上具有相同的功能结构的构成要素,标注相同的符号,省略重复说明。
[0059] [1.第1实施方式]
[0060] [1.1.矿渣处理工艺的概要]
[0061] 首先,参照图1,对本发明的第1实施方式的矿渣处理工艺的概要进行说明。图1是表示本发明的第1实施方式的矿渣处理工艺的工序图。
[0062] 如图1所示,在炼铁工序(S1)中,使用高炉来制造铁水,在炼钢工序(S2)中,使用转炉等将生铁精炼成钢。该炼钢工序(S2)包括将铁水中的硫、磷、碳等去除的脱硫工序(S3)、脱磷工序(S4)以及脱碳工序(S5)。另外,炼钢工序(S2)包括将残留在钢水中的氢等气体、硫等去除来进行成分调整的二次精炼工序(S6)和利用连续铸造机来对钢水进行铸造的铸造工序(S7)。
[0063] 在上述炼钢工序(S2)中,在转炉内,使用以氧化钙为主成分的熔剂来精炼铁水。此时,利用吹入到转炉内的氧使铁水中的C、Si、P、Mn等氧化而生成氧化物。通过使它们的氧化物与氧化钙结合,生成矿渣。另外,在脱硫工序(S3)、脱磷工序(S4)以及脱碳工序(S5)中,生成各自成分不同的矿渣(脱硫矿渣、脱磷矿渣、脱碳矿渣)。
[0064] 以下,将在上述炼钢工序(S2)中生成的矿渣统称为炼钢矿渣。炼钢矿渣也包括脱硫矿渣、脱磷矿渣以及脱碳矿渣。另外,下文中,将处于高温的熔融状态的炼钢矿渣称为熔融矿渣;同样地,将处于熔融状态的脱硫矿渣、脱碳矿渣以及脱磷矿渣分别称为熔融脱硫矿渣、熔融脱磷矿渣以及熔融脱碳矿渣。
[0065] 在矿渣处理工序(S10)中,将在上述炼钢工序(S2)中生成的熔融矿渣从转炉输送到电炉,在电炉内连续地进行还原熔融改性。由此,将熔融矿渣中的有价值物(Fe、P等有价元素)回收于熔融矿渣层的下层即铁水层。此时,在电炉内,可进行熔融矿渣中的Fe、P等的氧化物的还原处理、从熔融矿渣分离粒状还原铁(铁分)的处理、熔融矿渣的碱度的调整处理等。
[0066] 其结果是,在从熔融矿渣分离出的含有磷分等的高磷铁水被回收的同时,炼钢矿渣即熔融矿渣被还原以及改性,从而回收与高炉矿渣相当的高品质的还原矿渣。该还原矿渣与炼钢矿渣相比,具有低膨胀性,因此能够有效地循环利用于水泥原料、细骨料、陶瓷产品等。
[0067] 而且,通过对从熔融矿渣回收了的高磷铁水实施脱磷处理(S11),使高磷铁水中的P氧化而使其转移到熔融矿渣中,从而高磷铁水被分离成高磷酸矿渣和铁水。高磷酸矿渣能够作为磷酸肥料、磷酸原料等循环利用。另外,铁水可循环利用于炼钢工序(S2),可投入转炉等。
[0068] 此外,作为收纳于上述电炉的铁水,若使用对从高炉排出的铁水进行了脱Si处理后的铁水,则通过对高磷铁水实施脱磷处理(S11),可获得低硅铁水,因此其可以直接循环利用于转炉中。
[0069] 以上,对本实施方式的矿渣处理工艺的概要进行了说明。优选的是,本工艺将在上述炼钢工序(S2)中生成的各种各样的熔融矿渣之中的熔融脱磷矿渣用作处理对象物。熔融脱磷矿渣为比熔融脱碳矿渣的温度低的低温,但较多地含有粒状还原铁、磷酸。因此,通过对熔融脱磷矿渣不进行氧化处理、 而是通过还原处理来进行熔融改性,本工艺对有价元素(Fe、P等)的回收效率变高。因此,在以下的说明中,主要对将熔融脱磷矿渣用作处理对象物的例子进行说明。不过,作为本发明的熔融矿渣,并不限定于熔融脱磷矿渣,可以使用熔融脱硫矿渣、熔融脱碳矿渣等在炼钢工序(S2)中产生的任意的炼钢矿渣。
[0070] [1.2.矿渣处理设备的构成]
[0071] 接下来,参照图2,对用于实现上述矿渣处理工艺的矿渣处理设备进行说明。图2是表示本发明的第1实施方式的矿渣处理设备的整体构成的示意图。
[0072] 如图2所示,矿渣处理设备具有电炉1和配置于电炉1的斜上方的矿渣保持炉2。另外,为了将熔融矿渣4向矿渣保持炉2投入,使用矿渣罐3,该矿渣罐3能够在炼钢工序(S2)中所使用的转炉(未图示)与矿渣保持炉2之间往复移动。从转炉排出来的熔融矿渣4被投入到矿渣罐3中。矿渣罐3将熔融矿渣4从转炉输送到矿渣保持炉2之后,将熔融矿渣4投入矿渣保持炉2内。矿渣保持炉2也能够贮存且保持熔融矿渣4,将所保持的熔融矿渣4连续地或间歇地注入电炉1。
[0073] 此外,保持于矿渣保持炉2内的熔融矿渣4无需完全处于熔融状态,只要具有能够从矿渣保持炉2注入到电炉1中的流动性即可。即,即使是熔融矿渣4的一部分熔融、剩余部分凝固着的情况,也只要是整体上具有流动性即可。
[0074] 电炉1使用碳材料等还原材料以及改性材料等副原料来对熔融矿渣4进行还原以及改性。电炉1是用于如上所述地对熔融矿渣4进行熔融以及还原的还原型的电炉,例如由固定式的直流电炉构成。电炉1的外壳由炉底11、炉壁12以及炉盖13构成。在炉盖13上形成有用于从矿渣保持炉2接受熔融矿渣4的矿渣注入口14。这样,电炉1成为除了矿渣注入口14之外均被密闭了的结构,能够对炉内空间进行保温。
[0075] 在电炉1的中央,上部电极15和炉底电极16沿着上下方向相对配置。通过对该上部电极15与炉底电极16之间施加电压,在上部电极15与炉底电极16之间产生电弧放电,从而使熔融矿渣4还原。此外,如图2所示,通过使用中空电极作为上部电极15,能够在不单独地设置原料投入装置的情况下 经由中空电极内部将副原料投入电弧点(arc spot)。
[0076] 在电炉1的炉壁12上设置有用于排出还原矿渣的出渣口17和用于排出铁水的出铁水口18。出渣口17配置于与铁水层6上的熔融矿渣层5相对应的高度位置,出铁水口18配置于与炉底侧的铁水层6相对应的高度位置。
[0077] 另外,在图2中,例示了在电炉1上设置有原料供给装置31、32、33之中的全部的情况。原料供给装置31是在将碎铁、直接还原铁(DRI)等含铁材料向电炉1内供给的情况下设置的。另外,原料供给装置33是在将含有铁分的尘粉等微粉状的含铁材料(例如FeO粉)通过上部电极15(中空电极)向电炉1内供给的情况下设置的。由此,在电炉1内能够使这些含铁材料熔融而循环利用。另外,原料供给装置32是为了供给熔融矿渣4的还原处理所需的还原材料以及改性材料等副原料而必需的,这里,例示了通过上部电极15向电炉1内供给的情况。作为还原材料,可使用例如焦炭粉、无烟碳粉、石墨粉等微粉状的碳材料。另外,改性材料主要是用于对熔融矿渣4所含有的SiO2、Al2O3或MgO的浓度进行调整的副原料。作为这样的改性材料,能够使用例如硅砂、粉煤灰、MgO粉、废耐火物粉等。
[0078] 接着,参照图2,对使用了上述结构的电炉1的熔融矿渣4的还原处理进行说明。
[0079] 首先,在电炉1内,作为起始铁水,预先收纳有相当量的铁水(例如从高炉输送来的铁水)作为铁水层6。铁水的C浓度通常是1.5质量%~4.5质量%。本发明人们通过实验确认了:在电炉1中,铁水的C浓度(质量%)与还原处理后的熔融矿渣4(还原矿渣)的总Fe浓度(T.Fe)(质量%)之间存在相关性。例如,若铁水的C浓度超过3质量%,则熔融矿渣4中的氧化物的还原被促进,能够使还原矿渣的全Fe浓度降低为1质量%以下。因而,优选的是,根据还原矿渣所要求的全Fe浓度来预先对铁水层6的铁水的C浓度进行调整。
[0080] 接下来,在向电炉1供给电力而连续运转的基础上,将与电炉1的还原处理能力(例如,针对电炉1的每单位时间的电力供给量)相对应的量的熔融矿渣4从矿渣保持炉2注入电炉1内。注入到电炉1内的熔融矿渣4在铁水层6上形成熔融矿渣层5。而且,上述还原材料(碳材料)、改性材料等副原料也例如通过上部电极15而向电炉1内的熔融矿渣层5连续地投入。另外, 在电炉1内,以铁水层6的温度为例如1400℃~1550℃、熔融矿渣层5的温度为例如
1500℃~1650℃的方式进行控制。通过调整熔融矿渣4的供给量、在每单位时间的电力供给量达到恒定的范围内调整电力供给量,能够实施该温度控制。
[0081] 其结果是,在电炉1内,利用在上部电极15与炉底电极16之间产生的电弧加热,进行熔融矿渣层5中的熔融矿渣4的还原反应。在该还原处理中,熔融矿渣4所含有的氧化物(FeO、P2O5等)被熔融矿渣层5中的碳材料的C还原,从而生成Fe以及P。这些Fe以及P从熔融矿渣层5向炉底侧的铁水层6(铁水)转移。另一方面,剩余碳材料的C不向铁水层6转移,而悬浮在熔融矿渣层5中。另外,在上述还原处理中,熔融矿渣4中的矿渣成分可被改性材料改性。
[0082] 在上述的还原处理中,注入到电炉1中的熔融矿渣4所含有的FeO比铁水层6中的铁水所含有的C更优先与熔融矿渣层5中的碳材料C反应(参照下述反应式(1))。
[0083] FeO+C→Fe+CO↑   (1)
[0084] 也就是说,所投入的碳材料的C不向铁水层6转移而悬浮于熔融矿渣层5中,因此在铁水层6与熔融矿渣层5之间的界面,难以引起基于上述反应式(1)的还原反应。因此,在熔融矿渣层5的内部,优先地进行基于上述反应式(1)的还原反应,由该还原反应生成的还原铁(Fe)向铁水层6转移。
[0085] 这样,在由电炉1进行的还原处理中,与熔融矿渣层5中的FeO与铁水层6中的C之间的反应相比,熔融矿渣层5中的FeO与C之间的反应是支配性的。因而,在将熔融矿渣4注入到电炉1内时,铁水层6上的熔融矿渣层5成为针对所注入的熔融矿渣4与铁水层6的铁水之间的反应的缓冲带,因此能够抑制熔融矿渣4与铁水急剧地反应。
[0086] 也就是说,通过将熔融矿渣4注入FeO浓度较低的熔融矿渣层5,能够对所注入的熔融矿渣4的FeO浓度进行稀释而使其降低的同时,能够抑制所注入的熔融矿渣4与铁水层6的铁水之间直接接触。所以,在从矿渣保持炉2向电炉1注入熔融矿渣4时,能够抑制由熔融矿渣4与铁水急剧地反应引起的暴沸现象(矿渣发泡),其结果是,能够避免熔融矿渣4向电炉1的外部溢出的现象(溢流)。
[0087] 如上述那样,注入到电炉1内的熔融矿渣层5的熔融矿渣4所含有的氧化物被还原处理,在Fe以及P被从熔融矿渣4回收于铁水层6的同时,熔融矿渣4的矿渣成分被改性。因而,在注入熔融矿渣4后,如果进行还原处理,则熔融矿渣层5的成分被从熔融矿渣4(炼钢矿渣)逐渐改性为还原矿渣(与高炉矿渣相当的高品质矿渣)。被改性为还原矿渣的熔融矿渣层5成为FeO浓度更低的缓冲带,因此在将熔融矿渣4重新从矿渣保持炉2注入熔融矿渣层5时,能够更切实地抑制矿渣发泡的产生。
[0088] 另外,如果进行上述还原处理,则Fe转移到铁水中,因此铁水层6的层厚也逐渐增加。
[0089] 此外,出于体现作为缓冲带的功能这样的观点考虑,熔融矿渣层5的层厚优选为100mm~600mm,更优选为100mm~800mm。因此,在注入熔融矿渣4而熔融矿渣层5的层厚到达了规定的层厚的情况下,打开出渣口17,将熔融矿渣层5的还原矿渣排出到电炉1的外部。另外,在铁水层6的界面接近了出渣口17的情况下,打开出铁水口18,排出铁水层6的铁水(例如高P铁水)。这样,还原矿渣可从电炉1的出渣口17间歇地排出以及回收。另外,铁水从电炉
1的出铁水口18间歇地排出以及回收。由此,在电炉1内,能够不中断地持续进行熔融矿渣4的还原处理。
[0090] 另外,在上述电炉1的运转中(即还原处理中),通过使用碳材料的C来对熔融矿渣4的氧化物进行还原,产生含有CO以及H2等的高温的排气。例如在对氧化铁进行还原的情况下,通过基于上述反应式(1)的还原反应,可生成CO气体。该排气通过电炉1的矿渣注入口14而流入矿渣保持炉2内,以矿渣保持炉2内部为排气路径而向外部排出。这样,通过在使用密闭型的电炉1的同时将矿渣保持炉2用作排气的排气路径,电炉1内的气氛被维持在以通过还原反应产生的CO气体和由碳材料(还原材料)产生的H2为主要成分的还原气氛。因而,能够防止在熔融矿渣层5的表面发生氧化反应。
[0091] [1.3.矿渣保持炉的构成]
[0092] 接着,参照图3以及图4,对本实施方式的矿渣保持炉2的构成进行详细论述。图3是表示本实施方式的矿渣保持炉2(保持姿势)的纵剖视图。图4是表示本实施方式的矿渣保持炉2(注入姿势)的纵剖视图。
[0093] 如图3所示,矿渣保持炉2是耐热性的容器,具有保持高温的熔融矿渣4并将其注入电炉1的功能。该矿渣保持炉2是在保持熔融矿渣4的同时能够对熔融矿渣4向电炉1注入的注入量进行调整的结构,且也作为在电炉1中产生的排气的排气路径发挥作用。矿渣保持炉2具有用于贮存以及保持熔融矿渣4的矿渣保持炉主体20(以下称为炉主体20)和用于将炉主体20内的熔融矿渣4注入电炉1的注入口部21。
[0094] 炉主体20是由下部壁22、侧壁23以及上部壁24构成的密闭型的容器,具有用于贮存熔融矿渣4的内部空间。下部壁22由铁皮22a和其外侧的绝热材料22b以及铁皮22a内侧的内衬耐火物22c构成。因此,下部壁22具有优异的强度以及耐热性。此外,在侧壁23以及上部壁24的内表面也施加有内衬耐火物。
[0095] 在炉主体20的靠炉盖27侧的上部设置有气体排出口25以及矿渣投入口26。气体排出口25是用于排出上述电炉1的排气的排气口,与后述的排气管55连接。利用与排气管55连接的鼓风机56等吸引装置,矿渣保持炉2的内压被维持在负压。矿渣投入口26是用于从设置于矿渣保持炉2的上方的矿渣罐3向炉主体20内投入熔融矿渣4的开口。在该矿渣投入口26设置有开闭式的炉盖27。在要从矿渣罐3向炉主体20投入熔融矿渣4时,打开炉盖27。另一方面,在没有从矿渣罐3向炉主体20投入熔融矿渣4的期间内,炉盖27被关闭从而矿渣投入口26被闭塞。其结果是,在能够防止外部空气进入炉主体20内的同时,能够将炉主体20的内部温度维持在恒定温度。
[0096] 注入口部21是设置于炉主体20的电炉1侧的筒状部分。注入口部21的内部空间被用作用于从炉主体20向电炉1注入熔融矿渣4的矿渣注入路径28。在注入口部21的顶端部设置有与矿渣注入路径28连通的注入口29。与炉主体20的内部空间相比,矿渣注入路径28的在矿渣保持炉2的上下方向上的长度和矿渣注入路径28的在矿渣保持炉2的宽度方向(与图3的纸面垂直的方向)上的长度较短。矿渣注入路径28随着朝向注入方向前方而向下方弯曲。另外,炉主体20的内部空间也随着朝向注入口部21侧而逐渐变窄。通过将炉主体20以及注入口部21的形状设定为上述那样的形状,在将炉主体20内的熔融矿渣4注入电炉1时,能够准确地调整熔融矿渣4的注入量。
[0097] 矿渣保持炉2的注入口部21与电炉1的矿渣注入口14连结。如图3以 及图4所示,电炉1的矿渣注入口14大于矿渣保持炉2的注入口部21。即,在本实施方式中,采用在注入口部21的外壁面与矿渣注入口14的内壁面之间存在间隙的状态下注入口部21的顶端被插入到矿渣注入口14内的连结结构。此外,注入口部21与矿渣注入口14之间的连结结构并不限定于本实施方式,能够采用注入口部21和矿渣注入口14由波纹管等气密地连结的连结结构、或者注入口部21与矿渣注入口14之间的间隙被填充材料填塞的连结结构等。
[0098] 根据上述的矿渣保持炉2的结构,若在关闭了炉盖27的状态下使鼓风机56等吸引装置(参照图5)运转,则矿渣保持炉2的内压成为负压。在矿渣保持炉2的内压为负压时,矿渣保持炉2作为在电炉1中产生的排气的排气路径发挥作用。即,含有通过电炉1内的还原处理而产生的CO以及H2等的排气如图3的箭头所示那样通过电炉1的矿渣注入口14以及矿渣保持炉2的注入口部21向内压被维持在负压的矿渣保持炉2的炉主体20内流入。因为矿渣保持炉2的内压被维持在负压,因此即使外部空气从电炉1与矿渣保持炉2之间的连结部的间隙进入,电炉1内的排气也不会从上述的间隙向外部泄露。而且,流入到矿渣保持炉2内的排气可通过炉主体20内而从气体排出口25排出。这样地从矿渣保持炉2排出来的排气将被后述的排气处理设备(未图示)处理。
[0099] 另外,在矿渣保持炉2的炉主体20的下部侧设置有倾动装置40。倾动装置40具有下述功能:使矿渣保持炉2向注入口部21侧倾动而将炉主体20内的熔融矿渣4从注入口部21注入电炉1内。该倾动装置40具有作动缸41、支承构件42、43、倾动轴44和台车45。
[0100] 作动缸41由例如液压缸构成,产生用于使矿渣保持炉2倾动的动力。作动缸41的上端与炉主体20的下部壁22中的使矿渣保持炉2以能够向电炉1侧倾动的方式与电炉1侧间隔开的位置连结。作动缸41的下端与台车45的上表面连结。倾动轴44设置于矿渣保持炉2的注入口部21的下方,作为矿渣保持炉2的倾动动作的中心轴发挥作用。支承构件42、43以能够绕倾动轴44相互转动的方式连结。支承构件42的上端与注入口部21的下部侧连结。支承构件43的下端与台车45的上表面连结。矿渣保持炉2被这些作动缸41、支承构件42和43以及倾动轴44以可以倾动的方式支承着。
[0101] 利用具有上述那样的结构的倾动装置40,通过使矿渣保持炉2以倾动轴44为中心倾动,可以使矿渣保持炉2的姿势变化为保持姿势(图3)和注入姿势(图4)中的任一个姿势。在矿渣保持炉2的姿势被维持在保持姿势的情况下,如图3所示,熔融矿渣4不被从矿渣保持炉2注入电炉1而是被保持于炉主体20内。另一方面,在矿渣保持炉2的姿势被维持在注入姿势的情况下,如图4所示,熔融矿渣4被从矿渣保持炉2注入电炉1。
[0102] 在使矿渣保持炉2的姿势从保持姿势变为注入姿势时,使作动缸41伸长,抬起炉主体20的后部,使矿渣保持炉2以倾动轴44为中心向电炉1侧倾动。由此,如图4所示,注入口部21的位置相对于炉主体20相对地变低,因此被保持于炉主体20内的熔融矿渣4朝向注入口部21侧流动,通过矿渣注入路径28而从注入口29流下,注入电炉1内。此时,通过对作动缸41的伸长长度进行控制,从而对矿渣保持炉2的倾动角度进行调整,由此能够调整熔融矿渣4的注入量。
[0103] 另一方面,在使矿渣保持炉2的姿势从注入姿势变为保持姿势时,使作动缸41收缩,使炉主体20的作动缸侧的高度恢复到保持姿势的高度。由此,如图3所示,注入口部21的位置相对于炉主体20相对地变高,炉主体20内的熔融矿渣4的液面变得低于矿渣注入路径28,因此熔融矿渣4不向电炉1注入而是被保持于炉主体20内。
[0104] 另外,台车45以可以移动的方式支承着倾动装置40。通过使用台车45来使矿渣保持炉2后退或前进,可以容易地进行矿渣保持炉2的检查、更换或修补等。
[0105] 如以上那样,通过使用倾动装置40来使矿渣保持炉2倾动,能够将熔融矿渣4向电炉1间歇地注入或者调整其注入量。优选的是,在将熔融矿渣4向电炉1注入时,一边使用倾动装置40而对熔融矿渣4的注入量进行适当地调整(即调整矿渣保持炉2的倾动角度)以使得所注入的熔融矿渣4不与电炉1内的铁水急剧地反应而产生溢流,一边使熔融矿渣4间歇地注入。若在注入熔融矿渣4时熔融矿渣4的注入速度过快,则在电炉1内产生矿渣发泡,其结果是,存在产生溢流的情况。在该情况下,优选的是,通过利用倾动装置40减小矿渣保持炉2的倾动角度,使熔融矿渣4的注入暂时停止或者使熔融矿渣4的注入量减少,由此抑制电炉1内的熔融矿渣4与铁水之间的反应。
[0106] 另外,每单位时间的由上述矿渣保持炉2注入熔融矿渣4的注入量根据电炉1的还原处理能力来决定。电炉1的还原处理能力依赖于每单位时间的对电炉1的电力供给量,例如依赖于通过对电炉1的上部电极15与炉底电极16之间施加电压而使电流在电炉1的上部电极15与炉底电极16之间流动所消耗的电能。因此,只要基于通过熔融矿渣4的还原处理所需的单位电力消耗、对上部电极15与炉底电极16之间施加的电压以及在这些电极间流动的电流来计算的电能决定每单位时间的熔融矿渣4的注入量即可。
[0107] 此外,关于图3以及图4所示的氧气供给喷嘴51,作为排气处理设备的构成,随后将详细地进行说明。
[0108] [1.4.排气处理设备的构成]
[0109] 接下来,参照图5,对附带于上述矿渣处理设备的排气处理设备进行说明。图5是表示本实施方式的排气处理设备的构成的示意图。
[0110] 如图5所示,排气处理设备50具有:设置于矿渣保持炉2上的氧气供给喷嘴51;与矿渣保持炉2的气体排出口25连接的排气管55;通过排气管55对矿渣保持炉2内的排气进行吸引的鼓风机56;以及设置于经由鼓风机56的排气管55的终点处的集尘机57。此外,鼓风机56是本发明的实施方式的吸引装置的一个例子,在其他实施方式中,也可以使用鼓风机56以外的吸引装置。
[0111] 如上所述,含有在电炉1内通过氧化铁的还原反应而生成的CO等的排气g1通过电炉1的矿渣注入口14而被导入矿渣保持炉2内。氧气供给喷嘴51是向矿渣保持炉2内供给氧气的氧供给单元。由此,在矿渣保持炉2内,产生基于下述反应式(2)的燃烧(氧化反应),CO变化为CO2。其中,通过将由氧气供给喷嘴51供给的氧气供给量根据电炉1中的CO气体的产生量来适当地控制,从而能够使排气g1中的作为可燃性成分的CO气体完全燃烧。通过排气g1所含有的CO气体的完全燃烧而产生的CO2气体可作为排气g2从气体排出口25向排气管55内排出。
[0112] 2CO+O2→2CO2  (2)
[0113] 在本实施方式中,为了使排气g1中的CO气体完全燃烧,在靠近矿渣保持炉2的气体排出口25的排气管55中设置有分析计52。该分析计52与浓度指示控制器53连接。分析计52对排气管55内的排气g2的成分进行分析 而计算出CO浓度和O2浓度。浓度指示控制器53根据由分析计52测定出的CO浓度以及O2浓度来对向氧气供给喷嘴51供给的氧气的供给量进行控制。更具体而言,浓度指示控制器53使用阀54等对向氧气供给喷嘴51供给的氧气的供给量进行控制,以使得排气管55内的CO浓度大致为0%,且O2浓度尽可能地大于0%,且成为接近0%的值。
[0114] 例如,在由分析计52测定出的CO浓度大于0%的情况下,浓度指示控制器53通过使向氧气供给喷嘴51供给的氧气的供给量增加,从而使CO气体在矿渣保持炉2内完全燃烧,防止CO气体流入排气管55内。另外,在由分析计52测定出的O2浓度大大超过0%而超过规定的容许范围的情况下,浓度指示控制器53通过使向氧气供给喷嘴51供给的氧气的供给量减少,从而利用供给过量的氧气来防止矿渣保持炉2被不必要地冷却。例如,优选将O2浓度的容许范围设定为5%以下。
[0115] 此外,也可以设置为:在从矿渣保持炉2开始向电炉1注入熔融矿渣4的情况下,或者所注入的熔融矿渣4的量增加的情况下,浓度指示控制器53先行使向氧气供给喷嘴51供给氧气的供给量增加,使在电炉1中产生的CO气体的增加。与熔融矿渣4的注入量有关的信息也可以从通过例如矿渣保持炉2的倾动角的控制来对熔融矿渣4的注入量进行控制的控制单元(未图示)向浓度指示控制器53提供。另外,也可以是,替代浓度指示控制器53,对分析计52的输出值以及熔融矿渣4的注入状况进行监视的操作者通过对氧气供给喷嘴51进行手动操作,执行上述那样的氧气的供给量的控制。
[0116] 此外,从氧气供给喷嘴51供给的氧气是本发明的实施方式的含氧气体的一个例子。含氧气体只要是含有氧的气体即可;例如,既可以是如本实施方式那样仅含有氧的氧气,也可以是氧气和其他气体(例如氮气)的混合气体。
[0117] 如上所述,在电炉1中产生的排气g1被向矿渣保持炉2内排出,矿渣保持炉2内的排气g2通过排气管55而被鼓风机56吸引。在排气管55的出口侧,通过鼓风机56吸引足够量的排气g3,电炉1的内压成为负压。如前文已述那样,为了防止含有CO的排气g1以及粉尘的泄露且防止过量的粉尘被吸入到矿渣保持炉2、排气管55等排气路径中,优选的是,将电炉1的内压维持在适当的范围的负压。不过,电炉1中的排气g1的产生量随着熔融矿渣4的注入量、还原处理的进行等而变化,因此需要根据排气g1的产生量来调 节电炉1的内压。
[0118] 在本实施方式中,作为用于在上述那样的条件下将电炉1的内压调节为适当范围的负压的手段,在排气管55的中途设置有狭缝58。
[0119] 狭缝58是通过将排气管55的整周或者整周的一部分切成狭缝状而形成的开口部。在狭缝58中,排气管55内的排气g2与外部空气接触。排气管55内被鼓风机56维持在负压,因此外部空气(图5中的符号air1)经由狭缝58流入排气管55内。因而,在处于狭缝58的后段的排气管55b中,被鼓风机56吸引的排气g3中含有从矿渣保持炉2排出而在处于狭缝58的前段的排气管55a中流动的排气g2和从狭缝58流入的外部空气air1。此外,狭缝58以能够将排气管55内维持在负压的程度的足够小的宽度(开口面积)形成。
[0120] 其中,本发明人们通过实验确认了:从狭缝58流入排气管55内的外部空气air1的流量相对于在排气管55a内流动而到达狭缝58的排气g2的流量互补地变动。例如,在鼓风机56对排气g3的吸气量为100Nm3/小时的情况下,如果排气g2的流量为80Nm3/小时,则外部空气air1的流量为20Nm3/小时。另外,在相同的情况下,如果排气g2的流量为70Nm3/小时,则外部空气air1的流量为30Nm3/小时。
[0121] 在利用这样的狭缝58的作用而使得电炉1中的排气g1的产生量增加了的情况下,在排气管55a中流动的排气g2的流量也增加,因此从狭缝58流入的外部空气air1的流量减少。因而,鼓风机56对排气g3的吸引力的大部分也作为排气g2的吸引力发挥作用。其结果是,能够将来自电炉1的排气g1的排气能力维持得较高,因此尽管鼓风机56的吸引力为恒定的条件,但也能够在排气g1的量增加了的情况下防止电炉1的内压上升。另一方面,在电炉1中的排气g1的产生量减少了的情况下,在排气管55a中流动的排气g2的流量也减少,因此从狭缝58流入的外部空气air1的流量增加。因而,鼓风机56对排气g3的吸引力分散到排气g2和外部空气air1。其结果是,能够抑制来自电炉1的排气g1的排气能力,因此尽管鼓风机56的吸引力为恒定的条件,但也能够在排气g1的量减少了的情况下防止电炉1的内压降低。如上所述,根据本实施方式的排气处理设备50,能够将电炉1的内压维持在大致恒定的负压。
[0122] 相对于此,替代狭缝58,也可以通过在例如排气管55内设置调节风门来调节鼓风机56对排气的吸气量。然而,在该情况下,需要根据排气g1的产生量来对调节风门的开度极精细地进行调整这样的烦杂控制。在本实施方式中,通过在排气管55的中途设置狭缝58之类的开口部来导入外部空气air1,从而将鼓风机56对排气g2的吸气量调节成恒定。如上所述,从狭缝58流入的外部空气air1的流量可根据排气g2的流量来自动地调节,因此不需要极精细地变更狭缝58的开度这样的控制。
[0123] 此外,在上述的说明中,在本发明的实施方式中,作为向排气管55内导入外部空气air1的开口部的一个例子,例示了设置在排气管55的整周的狭缝58,但开口部的例子并不限于狭缝58。例如,在其他实施方式中,作为开口部,也可以是:在排气管55的周面的一部分、例如整周的1/3、1/4等范围内设置有圆形、矩形等任意形状的孔。
[0124] [2.第2实施方式]
[0125] 接着,对本发明的第2实施方式的排气处理设备进行说明。此外,本实施方式的构成除了在以下说明的点之外,与上述的第1实施方式实质上是相同的,因此对于与第1实施方式相同的构成要素,省略详细的说明。
[0126] [2.1.排气处理设备的构成]
[0127] 首先,参照图6,对本实施方式的排气处理设备进行说明。图6是表示本实施方式的排气处理设备的构成的示意图。
[0128] 如图6所示,在排气处理设备60中,在排气管55的中途设置有狭缝58和套筒61。套筒61环设于排气管55,通过沿着排气管55的轴向滑动,能够覆盖狭缝58的至少一部分。随着套筒61滑动而覆盖狭缝58,狭缝58的宽度变窄,由狭缝58形成的开口部的面积变小。相反,随着覆盖着狭缝58的套筒61滑动而打开狭缝58,狭缝58的宽度变宽,由狭缝58形成的开口部的面积变大。这样,在本实施方式中,套筒61作为使由狭缝58形成的开口部的面积变更的开口面积变更单元发挥作用。
[0129] 作为一个例子,可以例示出:在排气管55的内径为700mm的情况下,套筒61覆盖着狭缝58的面积最小;在狭缝58完全开着的情况下(开度为100%)的狭缝58的宽度为300mm左右。通过从该状态起套筒61滑动而逐渐覆盖狭缝58,从而狭缝58的宽度例如可在50mm~300mm的范围内调节。 此外,在该例子中,为了确保套筒61的端部与排气管55a的端部之间的间隙,狭缝58的最小宽度不设定为0mm,而是设定为50mm。然而,在其他实施方式中,也能够使套筒61完全覆盖狭缝58,将狭缝58的宽度调节为0mm。另外,在图6中,套筒61设置于排气管55b侧,但套筒61也可以设置于排气管55a侧。
[0130] 如在上述的第1实施方式中所说明的那样,通过设置狭缝58,可与电炉1中的排气g1的产生量的变动相对应地调节电炉1的内压。不过,在如第1实施方式那样狭缝58的宽度被固定的情况下,可对应的排气g1的产生量的变动宽度存在极限。例如,在鼓风机56对排气g3的吸气量为100Nm3/小时的情况下,如果如在第1实施方式所说明的那样在排气管55a中流动的排气g2的流量为70Nm3/小时~80Nm3/小时左右,不变更狭缝58的宽度就能够自动地将电炉1的内压维持在大致恒定。在该假定中,因排气g1的产生量更大幅地变动的情况(例如,在上述的假定中,因排气g1的产生量大幅地减少而使排气g2的流量减少至50Nm3/小时左右的情况),从狭缝58流入的外部空气air1的流量不增加到50Nm3/小时。因而,在排气g1的产生量大幅地变动的情况下,存在这样的问题:因为鼓风机56对排气g3的吸引力集中于排气g2而使来自电炉1的排气g1的排气能力变得过剩,电炉1的内压降低为所需以上。
[0131] 因此,在本实施方式中,通过使套筒61滑动,在上述那样的情况下,通过使狭缝58的宽度变宽,使一段时间内流入更多的外部空气air1(在上述的例子中所谓的50Nm3/小时左右),防止电炉1的内压降低到必需的程度以上。之后,在排气g2的流量恢复到例如70Nm3/3
小时~80Nm /小时左右的情况下,再次使套筒61滑动而使狭缝58的宽度变窄,抑制来自狭缝58的外部空气air1的流入。其结果是,来自电炉1的排气g1的排气能力被维持得较高,因此能够防止电炉1的内压上升。
[0132] 在本实施方式中,为了实现这样的狭缝58的宽度的调节,在电炉1设置有压力计62(压力检测单元)。压力计62与压力指示控制器63连接。压力计62对电炉1的内压进行测定。压力指示控制器63根据由压力计62测定出的电炉1的内压来使套筒61滑动,从而控制狭缝
58的宽度。更具体而言,在电炉1的内压较高的情况下,压力指示控制器63通过控制驱动单元(未图 示),使套筒61滑动而使狭缝58的宽度变窄。其结果是,可抑制电炉1的内压的上升。另外,在电炉1的内压较低的情况下,压力指示控制器63通过控制上述驱动单元,使套筒
61滑动而使狭缝58的宽度变宽。其结果是,可抑制电炉1的内压的降低。此外,将在后文描述压力指示控制器63对套筒进行控制的详细的例子。
[0133] 另外,也可以设置为:在从矿渣保持炉2开始向电炉1注入熔融矿渣4的情况下,或者在向电炉1注入的熔融矿渣4的量增加的情况下,压力指示控制器63先行使套筒61滑动而使狭缝58的宽度变窄,从而使在电炉1中产生的排气g1增加。与熔融矿渣4的注入量有关的信息可由通过例如矿渣保持炉2的倾动角的控制来控制熔融矿渣4的注入量的控制单元(未图示)向压力指示控制器63提供。或者,也可以是:替代压力指示控制器63,通过监视压力计62的测定值以及熔融矿渣4的注入状况的操作者对套筒61进行手动操作,从而执行狭缝58的宽度的调节。
[0134] 而且,在排气处理设备60中,在位于狭缝58与鼓风机56之间的排气管55b上设置有外部空气导入口64。排气管55b内通过鼓风机56的吸引力维持在负压,因此外部空气(air2)也从外部空气导入口64流入排气管55b内。该外部空气air2通过与在排气管55b中流动的排气g3混合,从而排气g3被冷却。利用这样的外部空气导入口64的作用,能够将经由鼓风机56到达集尘机57的排气g3的温度降低到适当的范围。不过,在排气管55b内中流动的排气g3的温度因电炉1中的排气g1的产生量以及从狭缝58流入的外部空气air1的流量等而变动。用于将排气g3冷却到适当的温度所需的外部空气air2的量也因排气g1的产生量以及外部空气air1的流量等而变动。
[0135] 因此,在外部空气导入口64设置有用于对外部空气air2的流量进行调节的调节风门65。在排气管55b的靠鼓风机56侧的出口设置有对排气管55b内的排气g3的温度进行检测的温度计66(温度检测单元)。调节风门65的开度由与温度计66连接的温度指示控制器67控制。调节风门65以及温度指示控制器67作为根据排气g3的温度来对从外部空气导入口64导入的外部空气air2的流量进行控制的外部空气流量控制单元发挥作用。更具体而言,在排气管55b内的排气g3的温度高的情况下,温度指示控制器67以使调节风门65的开度变大的方式控制调节风门65。其结果是,外部空气air2的流量 增加,因此排气g3的冷却被促进。另外,在排气g3的温度低的情况下,温度指示控制器67以使调节风门65的开度变小的方式控制调节风门65。其结果是,外部空气air2的流量减少,因此排气g3的冷却被抑制。或者,也可以是,通过使调节风门65完全关闭,使外部空气air2向排气管55b的流入停止。这样,优选的是,预先设置成:在即使不导入外部空气air2、排气g3也被充分地冷却那样的情况下,在使外部空气air2的流量减少而排气g3的温度再次变高时,能够使外部空气air2流入来冷却排气g3。此外,将在后文描述温度指示控制器67对调节风门进行控制的详细的例子。
[0136] 另外,与其他控制器同样地,也可以设置为:在开始从矿渣保持炉2向电炉1注入熔融矿渣4的情况下,或者在向电炉1注入的熔融矿渣4的量增加的情况下,温度指示控制器67先行使调节风门65的开度变大,从而使在电炉1中产生的排气g1的增加。与熔融矿渣4的注入量有关的信息可由通过例如矿渣保持炉2的倾动角的控制来控制熔融矿渣4的注入量的控制单元(未图示)向温度指示控制器67提供。或者,也可以是:替代温度指示控制器67,通过监视温度计66的测定值以及熔融矿渣4的注入状况的操作者对调节风门65进行手动操作,执行调节风门65的开度调节。
[0137] 而且,在排气处理设备60中,优选的是:在设置有外部空气导入口64的情况下,用于对鼓风机56所产生的吸引流量进行调节的调节风门68被设置于鼓风机56的前段(上游侧)。调节风门68的开度由与温度计66连接的温度指示控制器69控制。更具体而言,温度指示控制器69以在排气管55b内的排气g3的温度上升了的情况下调节风门68的开度变大的方式控制调节风门68。其结果是,鼓风机56的吸引流量增加。另外,温度指示控制器69以在排气g3的温度降低了的情况下调节风门68的开度变小的方式控制调节风门68。其结果是,鼓风机56的吸引流量减少。此外,在图6中,例示了温度指示控制器67和温度指示控制器69分开地设置的情况,但也可以一体地合并为一个控制器。
[0138] 即,在排气g3的温度上升了的情况下,排气g3膨胀,因此每单位容积的气体质量减少。其结果是,对鼓风机56的负荷变小,因此能够使鼓风机56的吸引流量增加。因而,可以增大调节风门68的开度而使鼓风机56的吸引流量增加。
[0139] 另一方面,在排气g3的温度降低了的情况下,排气g3收缩,因此每单位容积的气体质量增加。其结果是,对鼓风机56的负荷变大,因此使鼓风机56的吸引流量减少,因此减小调节风门68的开度而使鼓风机56的吸引流量减少是重要的。
[0140] [2.2.控制方法的例子]
[0141] (电炉的内压的控制)
[0142] 图7是表示本发明的第2实施方式的压力指示控制器63的控制方法的例子的流程图。如上所述,压力指示控制器63根据由压力计62测定出的电炉1的内压而使套筒61滑动,调节狭缝58的宽度。
[0143] 如图7所示,首先,压力指示控制器63对电炉1的内压是否超过规定的上限值进行判定(步骤S101)。其中,在电炉1的内压超过上限值的情况下,压力指示控制器63使套筒61滑动而使狭缝58的宽度变窄(步骤S103)。由此,从狭缝58流入的外部空气air1的流量减少。其结果是,排气g1的排气能力被增强,因此能够以电炉1的内压不超过上限值的方式调整电炉1的内压。
[0144] 在步骤S101中,在电炉1的内压不超过上限值的情况下,压力指示控制器63还对电炉1的内压是否低于规定的下限值进行判定(步骤S105)。其中,在电炉1的内压低于下限值的情况下,压力指示控制器63使套筒61滑动而使狭缝58的宽度变宽(步骤S107)。由此,从狭缝58流入的外部空气air1的流量增加。其结果是,排气g1的排气能力被抑制,因此能够以电炉1的内压不低于下限值的方式调整电炉1的内压。
[0145] 在步骤S105中,在电炉1的内压不低于下限值的情况下,即在电炉1的内压被维持在上限值与下限值之间的适当的范围的情况下,压力指示控制器63使套筒61固定并维持狭缝58的宽度。
[0146] (用于对排气进行冷却的外部空气量的控制)
[0147] 图8是表示本发明的第2实施方式的温度指示控制器67的控制方法的例子的流程图。如上所述,温度指示控制器67根据由温度计66测定出的排气管55b内的排气g3的温度来调节被设置于外部空气导入口64中的调节风门65的开度。
[0148] 如图8所示,首先,温度指示控制器67对排气g3的温度是否超过规定 的上限值进行判定(步骤S201)。其中,在排气温度超过上限值的情况下,温度指示控制器67使调节风门65打开(步骤S203)。由此,从外部空气导入口64流入的外部空气air2的流量增加。其结果是,排气g3被更多的外部空气air2冷却,因此能够以排气g3的温度不超过上限值的方式调整排气g3的温度。
[0149] 如上所述,在由温度计66检测到排气g3的温度上升的情况下,通过利用温度指示控制器69对调节风门68进行的控制,设置于鼓风机56的前段的调节风门68的开度变大。也就是说,在步骤S201中,在判定为排气g3的温度超过上限值的时候,调节风门68的开度变大。
[0150] 另外,在步骤S203中,也通过打开调节风门65,排气g3被冷却。即,在由温度计66检测到排气g3的温度上升的情况下,通过利用温度指示控制器67对调节风门65进行的控制,调节风门65的开度也变大。此外,也可以是,操作者基于从温度计66获得的排气g3的温度测定结果来对调节风门65进行手动操作以使得调节风门65的开度成为适当的值。
[0151] 在步骤S201中,在排气g3的温度不超过上限值的情况下,温度指示控制器67还对排气g3的温度是否低于规定的下限值进行判定(步骤S205)。其中,在排气g3的温度低于下限值的情况下,温度指示控制器67使调节风门65关闭(步骤S207)。由此,从外部空气导入口64流入的外部空气air2的流量减少。其结果是,对排气g3进行冷却的效果变小,因此能够调整排气g3的温度以使得排气g3的温度不低于下限值。
[0152] 在步骤S205中,在排气g3的温度不低于下限值的情况下,即在排气g3的温度被维持在上限值与下限值之间的适当的范围的情况下,温度指示控制器67维持调节风门65的开度。
[0153] 如上所述,在第2实施方式中,通过设置可以变更狭缝58的宽度的套筒61,即使是排气g1的产生量的变动大的情况,也可以将电炉1的内压调节为适当的值。此外,在第2实施方式中,也在排气g1的产生量的变动较小的情况下,可以与第1实施方式同样地在将狭缝58的宽度固定的状态下自动地调整电炉1的内压。因此,也可以是,仅在排气g1的产生量大幅变动、电炉1的内压实际上开始上升的情况下使套筒61滑动而变更狭缝58的宽度。因而,若与例如使用调节风门等来调节排气的吸气量的情况相比,则电炉1的内压 的控制格外容易。另外,即使排气g1的产生量以及来自狭缝58的外部空气air1的流量进一步大幅变动,也能够通过对设置于外部空气导入口64的调节风门65的开度进行变更,将冷却到适当的温度的排气g3从鼓风机56向集尘机57排气。
[0154] 此外,在上述的第2实施方式中,作为开口面积变更单元,例示了对设置于排气管55的整周的狭缝58的宽度进行调节的套筒61,但开口面积变更单元的例子不限于套筒61。
例如,在其他实施方式中,也可以是设置有对设置在排气管55的周面的一部分、例如整周的
1/3、1/4的范围内的任意形状的孔(开口部)的至少一部分进行覆盖的滑动式盖。该盖通过例如沿着排气管55的周向或排气管55的轴向滑动,可以对覆盖上述的孔比例进行调节。
[0155] 另外,在图6中,分别分开地图示了浓度指示控制器53、压力指示控制器63、温度指示控制器67以及温度指示控制器69,但这些控制器也可以通过使用例如计算机而一体地合并为一个控制器。
[0156] 此外,优选的是,狭缝58以及套筒61尽可能地配置于排气管55上的接近矿渣保持炉2的位置。由此,能够提高电炉1的内压的控制响应性。而且,如果狭缝58配置于排气管55上的接近矿渣保持炉2的位置,则从矿渣保持炉2导入到排气管55的排气g1就可直接以高温的状态与从狭缝58导入到排气管55的外部空气air1混合。其结果是,能够使排气g1所含有的未燃烧气体在排气管55的内部燃烧。
[0157] 另外,也可以沿着排气管55设置多个狭缝58。在该情况下,也可以是:扩大套筒61的可动范围,通过控制套筒61的位置来控制多个狭缝58的总开口面积。或者,也可以是:针对多个狭缝58分别设置套筒61,通过控制各套筒61的位置来控制多个狭缝58的总开口面积。
[0158] [实施例]
[0159] 接着,对本发明的实施例进行说明。此外,以下的实施例只不过是为了确认本发明的可实施性以及效果而采用的条件例,本发明并不限定于以下的实施例的条件。
[0160] 在本实施例中,作为电炉1,使用了密闭型的直流电炉。作为熔融矿渣4,使用了从转炉排出来的熔融状态的熔融矿渣。将熔融矿渣4在具有流动性的 熔融状态下直接投入到矿渣保持炉2。而且,在电炉1内存在由约130吨的生铁形成的铁水层6和由还原处理后的熔融矿渣4(也就是说还原矿渣)形成于该铁水层6上的约200mm厚的熔融矿渣层5的条件下从矿渣保持炉2向电炉1内的熔融矿渣层5间歇地注入了熔融矿渣4。更具体而言,实施使矿渣保持炉2的姿势从保持姿势向注入姿势变化而将8.2吨~8.5吨的熔融矿渣4注入到电炉1内的工序(矿渣注入工序)。然后,实施在使矿渣保持炉2的姿势恢复到保持姿势之后维持保持姿势10分钟左右的工序(间隔工序)。通过反复实施上述的矿渣注入工序和间隔工序,在电炉1内进行了熔融矿渣4的还原处理。其结果是,在不在矿渣注入中产生急剧的矿渣发泡的情况下实现了在电炉1中连续且稳定地对熔融矿渣4进行了还原处理。
[0161] (矿渣注入工序)
[0162] 图9A是表示本实施例的矿渣注入工序中的排气产生量(电炉1中的排气g1的产生量)与经过时间之间的关系的图形。图9B是表示本实施例的矿渣注入工序中的狭缝宽度(狭缝58的宽度)与经过时间之间的关系的图形。图9C是表示本实施例的矿渣注入工序中的电炉1的内压与经过时间之间的关系的图形。在矿渣注入工序的初始阶段中,还原反应急速地进行,因此如图9A所示,电炉1中的排气g1的产生量从处理的开始时候持续增加到时刻t1。其结果是,如图9C所示,在时刻t1的时候,电炉1的内压达到了规定的上限值(-10Pa),因此压力指示控制器63使套筒61滑动,如图9B所示那样使狭缝58的宽度(开度)从40%变窄到
30%。由此,可抑制狭缝58处的外部空气air1的流入,因此可增强鼓风机56对排气g1的排气能力。其结果是,如图9C所示,在时刻t1以后,电炉1的内压从上限值降低了之后,被保持在大致恒定的值(-20Pa)。这样,在排气g1的产生量增加到了电炉1的内压达到上限值的程度的情况下,通过使狭缝58的宽度从40%变化为30%,实现了使电炉1的内压自动地调节为大致恒定的值。
[0163] 不过,如图9A所示,在时刻t1以后,电炉1中的排气g1的产生量逐渐开始减少,持续减少到时刻t2。其结果是,如图9C所示,电炉1的内压从维持在大致恒定的值(-20Pa)开始降低,在时刻t2的时候达到了规定的下限值(-30Pa)。因此,压力指示控制器63再次使套筒61滑动,如图9B所示,使狭缝58的宽度(开度)从30%再次变宽到40%。由此,可促进狭缝58处 的外部空气air1的流入,因此可抑制鼓风机56对排气g1的排气能力。其结果是,如图9C所示,在时刻t2以后,电炉1的内压从下限值上升,再次被保持在大致恒定的值(-20Pa)。这样,在排气g1的产生量减少到了电炉1的内压达到下限值程度的情况下,通过使狭缝58的宽度从30%变化为40%,能够将电炉1的内压自动地调节为大致恒定的值。
[0164] 图10A是表示本实施例的矿渣注入工序中的排气温度(排气g3的温度)与经过时间之间的关系的图形。图10B是表示本实施例的矿渣注入工序中的调节风门开度(调节风门65的开度)与经过时间之间的关系的图形。如图9B所示,在本实施例的矿渣注入工序中,在时刻t1的时候,狭缝58的宽度(开度)从40%变窄到了30%。其结果是,在排气管55b中流动的排气g3所含有的外部空气air1的比例降低了,因此如图10A所示,排气g3的温度在时刻t1以后大幅上升,在时刻t3达到了规定的上限值(90℃)。因此,如图10B所示,温度指示控制器67在时刻t3的时候使调节风门65的开度从50%变更为70%。由此,因从外部空气导入口64流入的外部空气air2的流量增加,排气g3被更多的外部空气air2冷却。其结果是,如图10A所示,尽管在时刻t3以后,排气g3的温度从上限值降低,发生了少许变动,但是还维持在小于90℃的适当的范围。
[0165] 不过,如上所述,在时刻t2的时候,狭缝58的宽度从30%再次变宽到40%。其结果是,排气g3所含有的外部空气air1的比例增加了。也就是说,排气g3被从狭缝58流入的外部空气air1一定程度冷却后,被从外部空气导入口64流入的外部空气air2进一步冷却了。因而,如图10A所示,排气g3的温度在时刻t2以后大幅降低,在时刻t4达到了规定的下限值(70℃)。因此,如图10B所示,温度指示控制器67在时刻t4的时候使调节风门65的开度从70%恢复到50%。由此,因外部空气air2的流量减少,排气g3未被过度冷却。其结果是,如图10A所示,在时刻t4以后,排气g3的温度从下限值上升,再次被维持在70℃~90℃之间的适当的范围。
[0166] (矿渣注入的间隔工序)
[0167] 图11A是表示本实施例的间隔工序中的排气产生量(电炉1中的排气g1的产生量)与经过时间之间的关系的图形。图11B是表示本实施例的间隔工序中的狭缝宽度(狭缝58的宽度)与经过时间之间的关系的图形。图11C 是表示本实施例的间隔工序中的电炉1的内压与经过时间之间的关系的图形。在上述的矿渣注入工序之后,在矿渣注入被停止的间隔工序中,电炉1内的还原反应已稳定化了。不过,在该间隔工序中,还原反应也并非完全均匀化了,因此如图11A所示,电炉1中的排气g1的产生量发生了些许变动。相对于此,如图11B所示,狭缝58的宽度(开度)被固定于40%。尽管如此,如图11C所示,由压力计62测定的电炉1的内压大致恒定在-20Pa。此外,在该间隔工序中,调节风门65的开度被维持在50%,排气g3的温度也没有大幅变化,因此省略排气g3的温度与调节风门65的开度之间的关系的图示。
[0168] 根据以上的结果证实了:即使在电炉1中的排气g1的产生量的变动比较大的情况下,也能够通过根据电炉1的内压来变更狭缝58的宽度,将电炉1的内压调整为大致恒定。另外,证实了:即使在出于狭缝58的宽度的变更等原因而导致排气管55b内的排气g3的温度变动了的情况下,也能够通过根据排气g3的温度来变更调节风门65的开度,将温度调整为大致恒定。而且,证实了:在电炉1中的还原反应稳定、排气产生量的变动比较小的情况下,能够在狭缝58的宽度固定的状态下将电炉1的内压调整为大致恒定。
[0169] 以上,一边参照附图一边对本发明的优选实施方式详细地进行了说明,但本发明并不限定于这样的例子。显而易见的是:如果是具有本发明所属的技术领域中的通常的知识的人,就能够在权利要求书所记载的技术构思的范畴内想到各种变更例或修正例,由此可理解为这些变更例或修正例也当然属于本发明的技术范围。
[0170] 符号说明
[0171] 1   电炉
[0172] 2   矿渣保持炉
[0173] 3   矿渣罐
[0174] 4   熔融矿渣
[0175] 5   熔融矿渣层
[0176] 6   铁水层
[0177] 14  矿渣注入口
[0178] 15  上部电极
[0179] 16     炉底电极
[0180] 17     出渣口
[0181] 18     出铁水口
[0182] 50、60    排气处理设备
[0183] 51       氧气供给喷嘴
[0184] 52       分析计
[0185] 53       浓度指示控制器
[0186] 55       排气管
[0187] 56       鼓风机
[0188] 57       集尘机
[0189] 58       狭缝
[0190] 61       套筒
[0191] 62       压力计
[0192] 63       压力指示控制器
[0193] 64       外部空气导入口
[0194] 65       调节风门
[0195] 66       温度计
[0196] 67       温度指示控制器
[0197] g1~g3   排气