JP5915568B2 - Method of refining hot metal in converter type refining furnace - Google Patents
Method of refining hot metal in converter type refining furnace Download PDFInfo
- Publication number
- JP5915568B2 JP5915568B2 JP2013037279A JP2013037279A JP5915568B2 JP 5915568 B2 JP5915568 B2 JP 5915568B2 JP 2013037279 A JP2013037279 A JP 2013037279A JP 2013037279 A JP2013037279 A JP 2013037279A JP 5915568 B2 JP5915568 B2 JP 5915568B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- hot metal
- furnace
- refining
- secondary combustion
- heat
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Active
Links
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims description 205
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims description 205
- 238000007670 refining Methods 0.000 title claims description 169
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 47
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 claims description 147
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N Dioxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 104
- 229910001882 dioxygen Inorganic materials 0.000 claims description 104
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 97
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims description 75
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 73
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 61
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 48
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 33
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 claims description 13
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 13
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 6
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims description 5
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N Calcium oxide Chemical compound [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 54
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 29
- 235000012255 calcium oxide Nutrition 0.000 description 27
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 27
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 27
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 23
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 23
- 230000008569 process Effects 0.000 description 23
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 12
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 12
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 12
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 12
- 238000005261 decarburization Methods 0.000 description 10
- 238000005192 partition Methods 0.000 description 10
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 9
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 9
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 8
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 8
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000000498 cooling water Substances 0.000 description 5
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 4
- 230000001737 promoting effect Effects 0.000 description 4
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000008859 change Effects 0.000 description 3
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 3
- 229910001873 dinitrogen Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- 230000012447 hatching Effects 0.000 description 3
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- ATUOYWHBWRKTHZ-UHFFFAOYSA-N Propane Chemical compound CCC ATUOYWHBWRKTHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- 238000006477 desulfuration reaction Methods 0.000 description 2
- 230000023556 desulfurization Effects 0.000 description 2
- 238000007599 discharging Methods 0.000 description 2
- 230000003628 erosive effect Effects 0.000 description 2
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 2
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 2
- LFGREXWGYUGZLY-UHFFFAOYSA-N phosphoryl Chemical compound [P]=O LFGREXWGYUGZLY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 2
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 2
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 2
- NAWXUBYGYWOOIX-SFHVURJKSA-N (2s)-2-[[4-[2-(2,4-diaminoquinazolin-6-yl)ethyl]benzoyl]amino]-4-methylidenepentanedioic acid Chemical compound C1=CC2=NC(N)=NC(N)=C2C=C1CCC1=CC=C(C(=O)N[C@@H](CC(=C)C(O)=O)C(O)=O)C=C1 NAWXUBYGYWOOIX-SFHVURJKSA-N 0.000 description 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 1
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 1
- 238000013019 agitation Methods 0.000 description 1
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 1
- 230000002238 attenuated effect Effects 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000011156 evaluation Methods 0.000 description 1
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 1
- 230000005764 inhibitory process Effects 0.000 description 1
- 238000002347 injection Methods 0.000 description 1
- 239000007924 injection Substances 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 1
- 239000001294 propane Substances 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 230000002441 reversible effect Effects 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 1
- 238000005507 spraying Methods 0.000 description 1
- 238000003466 welding Methods 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
- Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
Description
本発明は、上吹きランスから精錬用酸素ガスと二次燃焼用酸素ガスとを転炉型精錬炉内に供給し、精錬用酸素ガスと転炉型精錬炉内の溶銑中炭素との反応によって発生するCOガスを二次燃焼用酸素ガスで二次燃焼しながら転炉型精錬炉に収容された溶銑を精錬用酸素ガスで酸化精錬する方法に関し、詳しくは、転炉型精錬炉内の溶銑に二次燃焼熱を効率的に付与することのできる、転炉型精錬炉における溶銑の精錬方法に関する。 The present invention supplies a refining oxygen gas and a secondary combustion oxygen gas from a top blowing lance into a converter type refining furnace, and a reaction between the refining oxygen gas and carbon in the molten iron in the converter type refining furnace. The present invention relates to a method for oxidizing and refining hot metal contained in a converter type refining furnace while performing secondary combustion of the generated CO gas with secondary combustion oxygen gas, and more specifically, the hot metal in the converter type refining furnace. The present invention relates to a hot metal refining method in a converter-type refining furnace, which can efficiently apply secondary combustion heat to the furnace.
近年、転炉型精錬炉での溶銑の脱炭精錬(「脱炭処理」ともいう)におけるスラグ発生量の削減、CaOを主とする脱燐用の媒溶剤使用量の削減、Mn鉱石の歩留り向上などを目的として、転炉型精錬炉における脱炭精錬の前に、溶銑に対して予備処理として脱燐処理(「予備脱燐処理」ともいう)を施すことが広く行われている。この溶銑の脱燐処理は、脱燐平衡に有利な1300〜1400℃程度の比較的低温度領域の溶銑に対して行うことが特徴であるが、転炉型精錬炉を使用して行う溶銑の脱燐処理では、溶銑温度が比較的低いので、脱燐処理中に溶銑が転炉型精錬炉の内壁や炉口に付着・固化して地金が堆積し、溶銑の歩留り低下を招くという問題点があった。 In recent years, the reduction of slag generation in hot metal decarburization and refining (also called “decarburization treatment”) in converter-type refining furnaces, reduction of the amount of solvent used for dephosphorization, mainly CaO, and the yield of Mn ore For the purpose of improvement, a dephosphorization treatment (also referred to as “preliminary dephosphorization treatment”) is widely performed as a pretreatment for hot metal before decarburization refining in a converter type refining furnace. This hot metal dephosphorization process is characterized by being performed on hot metal in a relatively low temperature range of about 1300 to 1400 ° C., which is advantageous for dephosphorization equilibrium. In the dephosphorization process, the hot metal temperature is relatively low. During the dephosphorization process, the hot metal adheres to and solidifies on the inner wall and furnace opening of the converter-type smelting furnace and deposits the metal, leading to a decrease in the yield of hot metal. There was a point.
また、溶銑原料の価格高騰やCO2ガス発生量の削減が求められる状況においては、溶銑の脱燐処理においても、溶銑とともに多量の鉄スクラップを転炉型精錬炉内に装入し、この鉄スクラップを脱燐処理中に溶解することが求められている。但し、転炉型精錬炉を使用した溶銑の脱燐処理は、溶銑の転炉型精錬炉への装入及び精錬後の溶銑の転炉型精錬炉からの出湯に伴う熱ロスが発生することから、鉄スクラップの溶解には基本的に不利である。そこで、鉄スクラップ溶解のための熱を溶銑に確保するべく、上述した溶銑の脱燐処理によるメリットを放棄し、転炉型精錬炉を使用した溶銑の脱燐処理を行うことなく、転炉型精錬炉において溶銑の脱炭精錬を行う場合もあった。この場合には、スラグ発生量の増加や製造コストの上昇などの問題が発生する。 Also, in situations where the price of hot metal raw material is soaring and the amount of CO 2 gas generated is required to be reduced, a large amount of iron scrap is charged into the converter-type refining furnace together with hot metal in the dephosphorization of hot metal. There is a need to dissolve scrap during the dephosphorization process. However, hot metal dephosphorization using a converter-type smelting furnace may cause heat loss due to charging of the hot metal into the converter-type smelting furnace and the hot metal discharged from the converter-type smelting furnace after smelting. Therefore, it is basically disadvantageous for melting iron scrap. Therefore, in order to ensure the heat for melting iron scrap in the hot metal, the advantages of the hot metal dephosphorization process described above are abandoned, and the converter type is performed without dephosphorizing the hot metal using a converter type refining furnace. In some cases, decarburization and refining of hot metal was performed in a refining furnace. In this case, problems such as an increase in the amount of slag generated and an increase in manufacturing cost occur.
これらの問題を解決するために、様々な手段が提案されている。鉄スクラップの溶解を促進させるべく脱燐処理中の溶銑に熱を付与する方法としては、例えば特許文献1に、転炉型精錬炉を用いた溶銑の脱燐処理において、脱燐処理中の二次燃焼率を12%以上の範囲とする方法が提案されている。特許文献1は、二次燃焼熱の利用により鉄スクラップ配合比の増加が得られるとしているが、二次燃焼熱をどのようにして溶銑に着熱させるかが開示されておらず、溶銑に効率的に二次燃焼熱を付与しているとはいいがたい。尚、二次燃焼とは、脱燐処理時、溶銑中の炭素と脱燐用酸素源との反応によって発生するCOガスを酸素源によって炉内でCO2ガスに燃焼させることである。 In order to solve these problems, various means have been proposed. As a method of applying heat to the hot metal during the dephosphorization process in order to promote the melting of iron scrap, for example, Patent Document 1 discloses a process in which a hot metal dephosphorization process using a converter-type smelting furnace is used. A method has been proposed in which the secondary combustion rate is in the range of 12% or more. Patent Document 1 says that an increase in the iron scrap blending ratio can be obtained by using the secondary combustion heat, but it does not disclose how to heat the secondary combustion heat to the hot metal, which is efficient for hot metal. It is hard to say that secondary combustion heat is applied. The secondary combustion means that CO gas generated by the reaction between carbon in the hot metal and the oxygen source for dephosphorization is burned into CO 2 gas in the furnace by the oxygen source during the dephosphorization process.
特許文献2には、溶銑を脱燐処理する際に、珪素含有量が0.2質量%以下の溶銑を用い、中心孔から粉状のCaO系脱燐用精錬剤と酸素ガス、周囲孔からプロパンガスなどの燃料を供給する4重管構造の上吹きランスを用い、この上吹きランス先端に火炎を形成させ、この火炎で加熱または加熱・溶融させた粉状のCaO系脱燐用精錬剤を、酸素ガスとともに溶銑に吹き付けて脱燐処理する方法が提案されている。この方法は、溶銑温度を高める上で有効な手法であるが、上吹きランスを粉体吹込み可能とする構造に改造する必要があり、一般的な上吹きランスの設置された設備には適用することができない。 In Patent Document 2, when hot metal is dephosphorized, hot metal having a silicon content of 0.2% by mass or less is used, and from the center hole, powder CaO-based dephosphorizing refining agent, oxygen gas, and surrounding holes are used. A powdered CaO-based dephosphorization agent that uses a top lance with a quadruple tube structure to supply fuel such as propane gas, forms a flame at the tip of the top lance, and is heated, heated, or melted with this flame. There has been proposed a method of dephosphorizing by spraying hot metal on the hot metal together with oxygen gas. This method is an effective method for raising the hot metal temperature, but it is necessary to modify the structure of the top blowing lance so that powder can be blown, and it can be applied to equipment with a general top blowing lance installed. Can not do it.
また、転炉型精錬炉の内壁や炉口への地金の付着を防止する方法及び付着した地金を溶解する方法としては、例えば特許文献3に、上吹きランス先端に、円周上に外向き傾斜角θ1の内側ノズルと、該内側ノズルと同方位に外向き傾斜角θ2の外側ノズルとを、θ2がθ1よりも大きくなるようにして設け、内側ノズルの酸素ジェットと外側ノズルの酸素ジェットとによるキャビティ(溶銑への噴射面)の重なり面積が、内側ノズルの酸素ジェットによるキャビティの面積の50%以下となるように制御する精錬方法が開示されている。特許文献3は、ランス先端に設けた各ノズルからの酸素ジェットの重なりを抑えることで、酸素ジェットの溶銑表面への衝突力を低下させ、スピッティング(地金の飛散)を低減するという技術である。しかしながら、この方法では、スピッティングを減少させる効果はそれなりにあると思われるが、溶銑表面へ酸素ジェットを吹き付ける限り、スピッティングをゼロにすることは困難であり、また、炉内や炉口に地金が付着してしまった場合には、その地金を除去することは不可能である。
In addition, as a method for preventing the adhesion of the metal to the inner wall and the furnace port of the converter type refining furnace and the method for melting the adhered metal, for example, in
特許文献4には、上吹きランス先端に、精錬用のラバールノズルからなる主ノズルと二次燃焼促進用のストレート型副ノズルとを交互に配置するとともに、ランス先端より所定の間隔を有した上方位置側面に、水平を基準として−45°〜+70°の角度を付けて直径が1〜15mmの地金溶解用の補助ノズルを備えた上吹きランスが開示されている。特許文献4は、この上吹きランスを用いることで、転炉型精錬炉内全域に付着した地金を除去することができるとしているが、ランス先端に精錬用のラバールノズルと二次燃焼促進用の副ノズルとを配置しているので、二次燃焼促進用の副ノズルからの酸素ジェットが、精錬用ラバールノズルからの酸素ジェットに影響を及ぼす可能性があり、精錬能の低下が懸念される。また、精錬炉内壁に付着している地金が少ない場合には、補助ノズルから内壁に向かって吹き付けられる酸素ガスにより耐火物の溶損が促進することが懸念される。 In Patent Document 4, a main nozzle composed of a refining laval nozzle and a straight sub-nozzle for promoting secondary combustion are alternately arranged at the tip of the top lance, and an upper position having a predetermined interval from the tip of the lance. An upper blowing lance having an auxiliary nozzle for melting a metal bar having a diameter of 1 to 15 mm at an angle of −45 ° to + 70 ° with respect to the horizontal is disclosed. Patent Document 4 states that by using this top blowing lance, the metal that has adhered to the entire area of the converter-type refining furnace can be removed. However, a refining laval nozzle and a secondary combustion accelerating nozzle are provided at the tip of the lance. Since the sub nozzle is arranged, the oxygen jet from the secondary nozzle for accelerating secondary combustion may affect the oxygen jet from the refining laval nozzle, and there is a concern that the refining ability is lowered. Moreover, when there are few ingots adhering to the inner wall of the smelting furnace, there is a concern that the refractory melting may be accelerated by the oxygen gas blown from the auxiliary nozzle toward the inner wall.
このように、従来提案されている、脱燐処理での鉄スクラップ溶解促進のための溶銑への熱付与技術、並びに、転炉型精錬炉内壁への地金付着防止技術及び付着地金の溶解技術は、いまだ十分にその効果を発揮しておらず、改善すべき点が多々あるのが実情である。 As described above, conventionally proposed technology for applying heat to the hot metal to promote melting of iron scrap in the dephosphorization process, as well as technology for preventing adhesion of metal to the inner wall of a converter-type refining furnace, and dissolution of metal The technology is still not fully effective, and there are many points that need to be improved.
本発明は上記事情に鑑みてなされたもので、その目的とするところは、上吹きランスから酸素ガスを供給して転炉型精錬炉に収容された溶銑を酸化精錬するにあたり、溶銑の精錬と同時に溶銑へ熱付与を行うことのできる、転炉型精錬炉における溶銑の精錬方法を提供することであり、更には、溶銑への熱付与と同時に、転炉型精錬炉の内壁に付着した地金を効率良く溶解することのできる、転炉型精錬炉における溶銑の精錬方法を提供することである。 The present invention has been made in view of the above circumstances. The purpose of the present invention is to supply oxygen gas from an upper blowing lance and oxidize and refine hot metal contained in a converter type refining furnace. It is to provide a method for refining hot metal in a converter smelting furnace that can apply heat to the hot metal at the same time. Furthermore, at the same time as applying heat to the hot metal, the ground attached to the inner wall of the converter smelting furnace is provided. It is an object of the present invention to provide a hot metal refining method in a converter type refining furnace that can efficiently dissolve gold.
上記課題を解決するための本発明の要旨は以下のとおりである。
[1]上吹きランスの先端に鉛直下向き方向または斜め下向き方向の精錬用主孔ノズルが配置され、且つ、上吹きランスの先端から間隔を隔てた上方位置の上吹きランス側面に水平方向または斜め下向き方向の副孔ノズルが配置された上吹きランスを使用し、前記精錬用主孔ノズル及び前記副孔ノズルから転炉型精錬炉内に酸素ガスを供給するとともに、転炉型精錬炉の炉底部に設置された底吹き羽口から攪拌用ガスを溶銑に吹き込んで転炉型精錬炉に収容された溶銑を酸化精錬するに際し、炉内での二次燃焼率の制御指標(A)を下記の(1)式で定義し、且つ、二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標(B)を下記の(2)式で定義したとき、炉内での二次燃焼率の制御指標(A)と二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標(B)との積(A×B)が下記の(3)式の関係を満足するように、精錬用主孔ノズルから供給する酸素ガス流量に対する副孔ノズルから供給する酸素ガス流量の比率、炉内に存在するスラグの塩基度((質量%CaO)/(質量%SiO2))、底吹き羽口から吹き込む溶銑1トンあたりの攪拌用ガス流量のうちの何れか1種または2種以上を調整することを特徴とする、転炉型精錬炉における溶銑の精錬方法。
A=(30+R1×150−6×Sba)…(1)
B=(400×Fb−20)…(2)
A×B≧650…(3)
但し、(1)式〜(3)式において、Aは、炉内での二次燃焼率の制御指標、Bは、二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標、R1は、精錬用主孔ノズルから供給する酸素ガス流量(Fm、単位:Nm3/min)に対する副孔ノズルから供給する酸素ガス流量(Fs、単位:Nm3/min)の比率(Fs/Fm)、Sbaは炉内に存在するスラグの塩基度、Fbは、底吹き羽口から吹き込む溶銑1トンあたりの攪拌用ガス流量(Nm3/(min・t))であり、Fbは0.07〜0.25Nm3/(min・t)の範囲内である。
[2]二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率の制御指標(B’)を、二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標(B)に基づいて下記の(4)式で定義したとき、炉内での二次燃焼率の制御指標(A)と二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率の制御指標(B’)との積(A×B’)が下記の(5)式を満足するように、更に、精錬用主孔ノズルから供給する酸素ガス流量に対する副孔ノズルから供給する酸素ガス流量の比率、炉内に存在するスラグの塩基度((質量%CaO)/(質量%SiO2))、底吹き羽口から吹き込む溶銑1トンあたりの攪拌用ガス流量のうちの何れか1種または2種以上を調整することを特徴とする、上記[1]に記載の転炉型精錬炉における溶銑の精錬方法。
B’=(100−B)=(120−400×Fb)…(4)
A×B’≧1000…(5)
但し、(4)式、(5)式において、B’は二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率の制御指標である。
[3]炉内での二次燃焼率の制御指標(A)と二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率の制御指標(B’)との積(A×B’)が更に下記の(6)式を満足するように、更に、精錬用主孔ノズルから供給する酸素ガス流量に対する副孔ノズルから供給する酸素ガス流量の比率、炉内に存在するスラグの塩基度((質量%CaO)/(質量%SiO2))、底吹き羽口から吹き込む溶銑1トンあたりの攪拌用ガス流量のうちの何れか1種または2種以上を調整することを特徴とする、上記[2]に記載の転炉型精錬炉における溶銑の精錬方法。
3000≧A×B’…(6)
[4]前記酸化精錬は、予備処理として溶銑に対して行う脱燐処理であることを特徴とする、上記[1]ないし上記[3]の何れか1項に記載の転炉型精錬炉における溶銑の精錬方法。
[5]炉内での二次燃焼率の制御指標(A)と二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率の制御指標(B’)との積(A×B’)が更に下記の(7)式を満足するように、更に、精錬用主孔ノズルから供給する酸素ガス流量に対する副孔ノズルから供給する酸素ガス流量の比率、炉内に存在するスラグの塩基度((質量%CaO)/(質量%SiO2))、底吹き羽口から吹き込む溶銑1トンあたりの攪拌用ガス流量のうちの何れか1種または2種以上を調整することを特徴とする、上記[4]に記載の転炉型精錬炉における溶銑の精錬方法。
2500≧A×B’…(7)
The gist of the present invention for solving the above problems is as follows.
[1] A refining main hole nozzle in a vertically downward direction or an obliquely downward direction is disposed at the tip of the upper blowing lance, and horizontally or obliquely on the side of the upper blowing lance at an upper position spaced from the tip of the upper blowing lance. Using an upper blowing lance in which a sub-hole nozzle in a downward direction is disposed, oxygen gas is supplied from the refining main hole nozzle and the sub-hole nozzle into the converter refining furnace, and the furnace of the converter refining furnace The control index (A) for the secondary combustion rate in the furnace is shown below when the hot metal contained in the converter refining furnace is oxidatively refined by blowing the stirring gas from the bottom blowing tuyeres installed at the bottom to the hot metal. When the control index (B) of the heat rate of the secondary combustion heat to the hot metal is defined by the following formula (2), the secondary combustion rate in the furnace is controlled. The product of the index (A) and the control index (B) of the heat rate of secondary combustion heat to the hot metal A × B) satisfies the relationship of the following formula (3): the ratio of the oxygen gas flow rate supplied from the sub-hole nozzle to the oxygen gas flow rate supplied from the refining main hole nozzle, and the slag present in the furnace One or more of the basicity ((mass% CaO) / (mass% SiO 2 )) and the stirring gas flow rate per ton of hot metal blown from the bottom blowing tuyere are adjusted. A method for refining hot metal in a converter-type refining furnace.
A = (30 + R 1 × 150−6 × S ba ) (1)
B = (400 × F b −20) (2)
A × B ≧ 650 (3)
However, in the formulas (1) to (3), A is a control index of the secondary combustion rate in the furnace, B is a control index of the heat rate of secondary combustion heat to the hot metal, and R 1 is Ratio (F s / F) of the oxygen gas flow rate (F s , unit: Nm 3 / min) supplied from the sub-hole nozzle to the oxygen gas flow rate (F m , unit: Nm 3 / min) supplied from the refining main hole nozzle m ), S ba is the basicity of the slag present in the furnace, F b is the stirring gas flow rate (Nm 3 / (min · t)) per ton of hot metal blown from the bottom blowing tuyere, and F b Is in the range of 0.07 to 0.25 Nm 3 / (min · t).
[2] The control index (B ′) for the rate of heat application of the secondary combustion heat to the hot metal other than the hot metal is represented by the following formula (4) based on the control index (B) for the heat rate of secondary combustion heat to the hot metal: The product (A × B ′) of the control index (A) of the secondary combustion rate in the furnace and the control index (B ′) of the heat rate of the secondary combustion heat other than the hot metal is as follows: Further, the ratio of the oxygen gas flow rate supplied from the sub-hole nozzle to the oxygen gas flow rate supplied from the main hole nozzle for refining, the basicity of the slag present in the furnace ((mass% The above [1], wherein any one or more of the stirring gas flow rate per ton of hot metal blown from the bottom blowing tuyere is adjusted (CaO) / (mass% SiO 2 )) The method for refining hot metal in the converter type refining furnace described in 1.
B ′ = (100−B) = (120−400 × F b ) (4)
A × B ′ ≧ 1000 (5)
However, in the formulas (4) and (5), B ′ is a control index for the rate of heat deposition of the secondary combustion heat other than the hot metal.
[3] The product (A × B ′) of the control index (A) of the secondary combustion rate in the furnace and the control index (B ′) of the heat rate of the secondary combustion heat other than the hot metal is In order to satisfy the equation (6), the ratio of the oxygen gas flow rate supplied from the sub-hole nozzle to the oxygen gas flow rate supplied from the refining main hole nozzle, the basicity of the slag present in the furnace ((mass% CaO ) / (Mass% SiO 2 )), wherein any one or more of the stirring gas flow rate per ton of hot metal blown from the bottom blowing tuyere is adjusted. The hot metal refining method in the converter type refining furnace as described.
3000 ≧ A × B ′ (6)
[4] In the converter-type refining furnace according to any one of [1] to [3] above, the oxidation refining is a dephosphorization treatment performed on hot metal as a preliminary treatment. Hot metal refining method.
[5] The product (A × B ′) of the control index (A) of the secondary combustion rate in the furnace and the control index (B ′) of the heat rate of the secondary combustion heat other than the hot metal is In order to satisfy the formula (7), the ratio of the oxygen gas flow rate supplied from the sub-hole nozzle to the oxygen gas flow rate supplied from the refining main hole nozzle, the basicity of the slag present in the furnace ((mass% CaO ) / (Mass% SiO 2 )), wherein any one or two or more of the stirring gas flow rate per ton of hot metal blown from the bottom blowing tuyere is adjusted. The hot metal refining method in the converter type refining furnace as described.
2500 ≧ A × B ′ (7)
本発明によれば、二次燃焼率の制御指標と二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標との積(A×B)が650以上になるように、二次燃焼率の制御指標及び二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標に直接影響する操業条件のうちの少なくとも1種を調整するので、常に所定量以上の二次燃焼熱が溶銑に着熱され、転炉型精錬炉を使用した脱燐処理などの溶銑の酸化精錬において、鉄スクラップなどの冷鉄源の溶解のための熱付与を溶銑に対して効率的に行うことが実現される。更に、二次燃焼率の制御指標と二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率の制御指標との積(A×B’)を1000以上に制御した場合には、転炉型精錬炉の内壁に付着した地金を効率良く溶解することが可能となる。 According to the present invention, the control of the secondary combustion rate is performed so that the product (A × B) of the control index of the secondary combustion rate and the control index of the heat rate of the secondary combustion heat to the hot metal becomes 650 or more. Since at least one of the operating conditions directly affecting the index and the control index of the heat rate of secondary combustion heat to the hot metal is adjusted, a predetermined amount or more of the secondary combustion heat is always applied to the hot metal and converted. In hot metal oxidative refining such as dephosphorization using a furnace-type refining furnace, it is possible to efficiently apply heat to the hot metal for melting a cold iron source such as iron scrap. Furthermore, when the product (A × B ′) of the control index of the secondary combustion rate and the control index of the heat rate of the secondary combustion heat other than the hot metal is controlled to 1000 or more, the converter type refining furnace It is possible to efficiently dissolve the metal attached to the inner wall.
即ち、本発明では、鉄スクラップなどの冷鉄源の溶解用の熱源、並びに、転炉型精錬炉の内壁に付着した地金除去の熱源として、二次燃焼熱を積極的に利用するので、鉄スクラップなどの冷鉄源の増装入においてもフェロシリコンや金属Alなどの高価な熱源の使用は不要であり、且つ、精錬時間外での炉体付着地金の除去作業が軽減され、その結果、転炉型精錬炉の生産性向上及び溶銑の歩留向上などの工業上有益な効果がもたらされる。 That is, in the present invention, since the secondary combustion heat is actively used as a heat source for melting a cold iron source such as iron scrap, and as a heat source for removing metal attached to the inner wall of the converter type refining furnace, Even when adding cold iron sources such as iron scrap, it is not necessary to use expensive heat sources such as ferrosilicon and metal Al, and the work of removing the furnace body ingots outside the refining time is reduced. As a result, industrially beneficial effects such as an improvement in the productivity of the converter-type smelting furnace and an improvement in the yield of hot metal are brought about.
以下、本発明を詳細に説明する。 Hereinafter, the present invention will be described in detail.
本発明者らは、鉄スクラップなどの冷鉄源を溶解するための熱源として二次燃焼熱を溶銑に着実に着熱させること、更には、二次燃焼熱で転炉型精錬炉の内壁に付着した地金を効率良く溶解することを目的として、転炉型精錬炉における溶銑の脱燐処理において、操業条件を種々変更した条件下で試験を行った。使用した転炉型精錬炉は、上吹きランスの先端に鉛直下向き方向または斜め下向き方向の精錬用主孔ノズルが配置され、且つ、上吹きランスの先端から間隔を隔てた上方位置の上吹きランス側面に水平方向または斜め下向き方向の副孔ノズルが配置された上吹きランスを備えた転炉型精錬炉である。この転炉型精錬炉を使用し、前記精錬用主孔ノズルから溶銑に向けて酸素ガスを供給するとともに、前記副孔ノズルから主に二次燃焼を担う酸素ガスを供給しながら溶銑を脱燐処理し、その際に、二次燃焼率、二次燃焼熱の溶銑への着熱率、溶銑への二次燃焼熱の着熱量、溶銑以外への二次燃焼熱の着熱量などを調査した。 As a heat source for melting a cold iron source such as iron scrap, the present inventors steadily heat the secondary combustion heat to the hot metal, and further, the secondary combustion heat is applied to the inner wall of the converter type refining furnace. In order to efficiently dissolve the adhered metal, tests were conducted under variously changed operating conditions in the dephosphorization treatment of hot metal in a converter type refining furnace. The converter-type refining furnace used has a refining main hole nozzle arranged vertically or obliquely downward at the tip of the upper blow lance, and the upper blow lance at an upper position spaced from the tip of the upper blow lance. It is a converter type refining furnace provided with an upper blowing lance in which a side hole nozzle in a horizontal direction or a diagonally downward direction is arranged on a side surface. Using this converter-type refining furnace, oxygen gas is supplied from the refining main hole nozzle to the hot metal, and the hot metal is dephosphorized while supplying oxygen gas mainly responsible for secondary combustion from the subhole nozzle. At that time, we investigated the secondary combustion rate, the rate of heat of secondary combustion heat to the hot metal, the amount of heat of secondary combustion heat to the hot metal, the amount of heat of secondary combustion heat to other than hot metal, etc. .
先ず、本発明で使用した転炉型精錬設備を説明する。図1は、本発明を実施する際に用いた転炉型精錬設備の1例を示す概略断面図、図2は、図1に示す上吹きランス3の概略拡大縦断面図である。
First, the converter type refining equipment used in the present invention will be described. FIG. 1 is a schematic cross-sectional view showing an example of a converter-type refining facility used in carrying out the present invention, and FIG. 2 is a schematic enlarged vertical cross-sectional view of the
図1に示すように、本発明で使用する転炉型精錬設備1は、その外殻を鉄皮4で構成され、鉄皮4の内側に耐火物5が施行された転炉型精錬炉2と、この転炉型精錬炉2の内部に挿入され、上下方向に移動可能な上吹きランス3とを備えている。転炉型精錬炉2の上部には、脱燐処理終了後の溶銑21を出湯するための出湯口6が設けられ、また、転炉型精錬炉2の炉底部には、攪拌用ガス23を吹き込むための複数の底吹き羽口7が設けられている。この底吹き羽口7はガス導入管8と接続されている。また、転炉型精錬炉2の上方には、転炉型精錬炉2から発生する排ガスを集塵するための煙道11が設けられ、煙道11の途中には、排ガス中のCOガス濃度(体積%)及びCO2ガス濃度(体積%)を分析するための排ガス分析計12が設置されている。分析された排ガス中のCOガス濃度及びCO2ガス濃度から、二次燃焼率が求められる。二次燃焼率は、下記の(8)式で定義される。
APC=VCO2×100/(VCO2+VCO)…(8)
但し、(8)式において、APCは二次燃焼率(%)、VCO2は排ガス中のCO2ガス濃度(体積%)、VCOは排ガス中のCOガス濃度(体積%)である。
As shown in FIG. 1, a converter-type smelting furnace 1 used in the present invention has an outer shell composed of an iron shell 4, and a converter-type smelting furnace 2 in which a refractory 5 is applied inside the iron shell 4. And an
A PC = V CO2 × 100 / (V CO2 + V CO ) (8)
However, in the equation (8), APC is the secondary combustion rate (%), V CO2 is the CO 2 gas concentration (volume%) in the exhaust gas, and V CO is the CO gas concentration (volume%) in the exhaust gas.
上吹きランス3には、精錬用主孔ノズルから噴射される精錬用酸素ガスを供給するための精錬用酸素ガス供給管9と、副孔ノズルから噴射される酸素ガスを供給するための副孔用酸素ガス供給管10と、上吹きランス3を冷却するための冷却水を供給・排出するための冷却水給水管(図示せず)及び排水管(図示せず)とが、接続されている。
A refining oxygen
上吹きランス3は、図2に示すように、円筒状のランス本体13と、このランス本体13の下端に溶接などにより接続された銅鋳物製のランスチップ14とで構成されており、ランス本体13は、外管15、中管16、内管17、仕切管18の同心円形状の4種の鋼管、即ち4重管で構成されている。但し、仕切管18はランスチップ14の位置まで配置されておらず、副孔ノズル20の設置位置の直下で閉塞されている。
As shown in FIG. 2, the
精錬用酸素ガス供給管9が仕切管18に連通し、副孔用酸素ガス供給管10が内管17に連通し、冷却水の給水管及び排水管(図示せず)は、それぞれ外管15または中管16の何れか一方に連通している。つまり、精錬用主孔ノズル19から噴射される精錬用酸素ガスが仕切管18の内部を通り、副孔ノズル20から噴射される酸素ガスが内管17と仕切管18との間隙を通り、外管15と中管16との間隙及び中管16と内管17との間隙は、冷却水の給水流路または排水流路となっている。外管15と中管16との間隙及び中管16と内管17との間隙のうちの一方が給水流路で、他方が排水流路であり、どちらを給水流路としても構わない。冷却水は、ランスチップ14の位置で反転するように構成されている。尚、仕切管18が途切れた以降は、精錬用酸素ガス供給管9から供給される精錬用酸素ガスは内管17の内部を通るように構成されている。
The refining oxygen
ランスチップ14の先端には、先端面の円周方向にほぼ等間隔で複数の精錬用主孔ノズル19が配置されており、仕切管18の内部を通り、仕切管18の途切れた以降は内管17の内部を通ってきた酸素ガスが精錬用主孔ノズル19から酸素ガスジェットとして噴射される。精錬用主孔ノズル19は、その断面が縮小する部分と拡大する部分の2つの円錐体で構成されるラバールノズルの形状を採っており、精錬用酸素ガスは、精錬用主孔ノズル19から音速、超音速または亜音速で噴射される。尚、図2では、精錬用主孔ノズル19は斜め下向き方向を向いているが、鉛直下向き方向としても構わず、また、複数設置することは必須ではなく、1個のみ配置しても構わない。
At the tip of the lance tip 14, a plurality of refining
また、ランス本体13には、上吹きランス3の先端から間隔を隔てた上方位置に、ランス本体13の側面に開口する斜め下向き方向の副孔ノズル20が、ランス本体13の円周方向にほぼ等間隔で複数個設置されており、内管17と仕切管18との間隙を通ってきた酸素ガスが、副孔ノズル20から噴射されるように構成されている。副孔ノズル20の円周方向の設置数は、炉内に均等に酸素ガスを噴射させる観点から、4個以上とすること、望ましくは6個以上をすることが好ましい。上吹きランス3の先端から副孔ノズル20の設置位置(副孔ノズル20の開口部下端)までの距離は、特に規定する必要はなく、0.5〜5.0mの範囲の任意の距離とすればよい。副孔ノズル20は、横断面が円形でノズル軸方向の横断面積が一定であるストレート形状ノズルである。
In addition, the
尚、図1及び図2に示す上吹きランス3は、精錬用主孔ノズル19と副孔ノズル20とで、独立して酸素ガス流量を制御できるように構成されているが、仕切管18の設置を省略して、1つの流路で酸素ガスを供給するようにしても構わない。但し、この場合には、精錬用主孔ノズル19から供給される酸素ガス流量(Fm)と副孔ノズル20から供給される酸素ガス流量(Fs)との比率R1(=Fs/Fm)は、それぞれのノズルの断面積に応じた一定の値となり、精錬中に比率R1を任意に変化させることはできない。本発明では、後述するように、精錬中に比率R1を変更することを1つの有効な手段としており、本発明を容易に達成するという観点からは、図2に示すように、精錬用主孔ノズル19と副孔ノズル20とで、独立して酸素ガス流量を制御できるように構成することが好ましい。また、図2では、副孔ノズル20が斜め下向き方向であるが、その向きを水平方向としても構わない。
The
この構成の転炉型精錬設備1において、転炉型精錬炉2に溶銑21を装入し、更に、CaO系脱燐用精錬剤として生石灰を装入し、底吹き羽口7から窒素ガスまたはArガスを攪拌用ガスとして吹き込みながら、上吹きランス3の精錬用主孔ノズル19から溶銑21に向けて脱燐剤として酸素ガスを吹き付け、且つ、上吹きランス3の副孔ノズル20から炉内空間に二次燃焼用の酸素ガスを噴射し、溶銑21の脱燐処理を実施する。炉内に添加された生石灰は、精錬用主孔ノズル19から供給される酸素ガスによって溶銑21が酸化されて生成する酸化鉄(FeO)と反応して滓化し、脱燐能に優れたスラグ22が形成される。溶銑中の燐(P)は、上吹きランス3から供給される酸素ガス或いはスラグ中に形成される酸化鉄によって酸化され、燐酸化物(P2O5)となり、この燐酸化物がスラグ22に吸収されて、溶銑21の脱燐反応が進行する。下記の(9)式に溶銑21の脱燐反応を示す。
In the converter-type refining facility 1 having this configuration, the
2P+5FeO+3CaO→3CaO・P2O5+Fe…(9)
この脱燐反応に伴って、精錬用主孔ノズル19から供給された酸素ガスと溶銑中の炭素とが反応する脱炭反応(C+O→CO)も起こり、炉内でCOガスが発生する。このCOガスの一部は、副孔ノズル20から噴射される酸素ガスや精錬用主孔ノズル19から供給される酸素ガスによって酸化(燃焼)され、CO2ガスとなる。このCOガスがCO2ガスに酸化される現象を「二次燃焼」と称す。二次燃焼率は、前述したように、(8)式で定義される。
2P + 5FeO + 3CaO → 3CaO · P 2 O 5 + Fe (9)
Along with this dephosphorization reaction, a decarburization reaction (C + O → CO) in which the oxygen gas supplied from the refining
本発明者らは、この脱燐処理において、溶銑21に二次燃焼熱を付与することを検討した。その結果、精錬用主孔ノズル19から供給する酸素ガス流量(Fm、単位:Nm3/min)に対する副孔ノズル20から供給する酸素ガス流量(Fs、単位:Nm3/min)の比率R1(=Fs/Fm)を変更すること、並びに、スラグ22の塩基度((質量%CaO)/(質量%SiO2))を変更することで、炉内における二次燃焼率を制御できることを見出した。
The present inventors studied to give secondary combustion heat to the
即ち、副孔ノズル20から供給する酸素ガスは、主として、精錬用主孔ノズル19から供給される酸素ガスと溶銑中の炭素とが反応して生成されるCOガスとの二次燃焼反応を起こし、CO2ガスを生成する。従って、比率R1(=Fs/Fm)が高くなると、COガスの生成量に対して燃焼するCOガス量が多くなるので、二次燃焼率が高くなる。
That is, the oxygen gas supplied from the
スラグ22の塩基度と二次燃焼率との関係については、以下のとおりである。
The relationship between the basicity of the
副孔ノズル20を具備していない一般的な上吹きランスの場合には、精錬用主孔ノズル19から供給される酸素ガスによる二次燃焼率は、スラグ22の塩基度が低下するほど減少する傾向であることが知られている。これは、図3の転炉型精錬炉の断面概念図に示すように、精錬用主孔ノズル19から供給される酸素ガスによる二次燃焼は、精錬用主孔ノズル19からの酸素ガスジェット24に炉内のCOガスが巻き込まれることで起こると考えられており、このために、スラグ22の塩基度が低い場合には、炉内のスラグ22の粘性が高く、図3(A)に示すように、COガス気泡がスラグ22に多量に保持されることによってスラグ22がフォーミングした状態(泡立ち状態)になり、精錬用主孔ノズル19からの酸素ガスジェット24への炉内COガスの巻き込みが阻害されることから、スラグ22の塩基度の低下に伴って二次燃焼率が低下すると考えられている。尚、図3中の符号Mxは、炉内COガスの酸素ガスジェット24への巻き込みを示している。
In the case of a general top blowing lance that does not include the
一方、スラグ22の塩基度が高い場合には、スラグ22の粘性が低く、図3(B)に示すように、スラグ22のフォーミングが抑制され、精錬用主孔ノズル19からの酸素ガスジェット24への炉内COガスの巻き込みが阻害されず、酸素ガスジェット24による二次燃焼が進むと考えられている。尚、図3は、副孔ノズル20からの酸素ガス供給を停止した状態で行う脱燐処理時の転炉型精錬炉の断面概念図であり、図3(A)はスラグの塩基度が相対的に低くフォーミングが激しい場合を示し、図3(B)はスラグの塩基度が相対的に高くフォーミングが軽微の場合を示している。
On the other hand, when the basicity of the
しかしながら、副孔ノズル20が配置された上吹きランス3を用い、副孔ノズル20から酸素ガスを供給する場合には、副孔ノズル20から供給された酸素ガスによって、溶銑21の湯面上及びスラグ22の内部で二次燃焼反応が起こっていると考えられ、スラグ22の塩基度の低下によりスラグ22のフォーミングが激しい場合には、図4(A)に示すように、フォーミングしたスラグ22によって副孔ノズル20からの酸素ガス噴流25の流速が減衰されて、二次燃焼反応帯26が溶銑湯面から離れた位置に形成され、副孔ノズル20から供給される酸素ガスとスラグ中の粒鉄27とが直接反応して起こる脱炭反応が減少し、これによって二次燃焼率が高まると考えられる。
However, when oxygen gas is supplied from the
一方、スラグ22の塩基度が相対的に高い場合には、図4(B)に示すように、スラグ22のフォーミングが抑えられ、二次燃焼反応帯26が溶銑湯面に近づき、副孔ノズル20から供給される酸素ガスとスラグ中の粒鉄27とが直接反応して起こる脱炭反応が増加し、これによって二次燃焼率が低下すると考えられる。尚、図4は、副孔ノズル20から酸素ガスを供給した状態で行う脱燐処理時の転炉型精錬炉の断面概念図であり、図4(A)はスラグの塩基度が相対的に低くフォーミングが激しい場合を示し、図4(B)はスラグの塩基度が相対的に高くフォーミングが軽微の場合を示している。
On the other hand, when the basicity of the
精錬用主孔ノズル19から供給する酸素ガス流量(Fm、「主孔酸素流量」とも記す)に対する副孔ノズル20から供給する酸素ガス流量(Fs、「副孔酸素流量」とも記す)の比率R1(=Fs/Fm)の二次燃焼率に及ぼす影響、並びに、スラグ22の塩基度の二次燃焼率に及ぼす影響を定量的に把握するべく、溶銑条件及び吹錬条件を同一として比率R1またはスラグ塩基度のみを変化させて調査した。その結果、比率R1と二次燃焼率との関係は図5に示す依存性が認められ、また、スラグ塩基度と二次燃焼率との関係は図6に示す依存性が認められた。これらの結果から、二次燃焼率は、比率R1及びスラグ塩基度の塩基度に対して下記の(1’)式のように近似できることが見出された。
APC≒(30+R1×150−6×Sba)…(1’)
但し、(1’)式において、APCは、炉内での二次燃焼率(%)、Sbaは炉内に存在するスラグ22の塩基度((質量%CaO)/(質量%SiO2))である。
The oxygen gas flow rate (F s , also referred to as “sub-hole oxygen flow rate”) supplied from the
A PC ≈ (30 + R 1 × 150−6 × S ba ) (1 ′)
However, in the formula (1 ′), A PC is the secondary combustion rate (%) in the furnace, and S ba is the basicity of the
この結果から、(1’)式の右辺を、炉内での二次燃焼率の制御指標として利用できることが見出された。炉内での二次燃焼率の制御指標をAとすると、炉内での二次燃焼率の制御指標(A)は下記の(1)式に示される。
A=(30+R1×150−6×Sba)…(1)
また、この値を調整することにより、炉内での二次燃焼率を制御できる可能性があることが見出された。
From this result, it was found that the right side of the equation (1 ′) can be used as a control index for the secondary combustion rate in the furnace. If the control index of the secondary combustion rate in the furnace is A, the control index (A) of the secondary combustion rate in the furnace is expressed by the following equation (1).
A = (30 + R 1 × 150−6 × S ba ) (1)
It has also been found that the secondary combustion rate in the furnace may be controlled by adjusting this value.
また、本発明者らは、二次燃焼熱の溶銑21への着熱は、溶銑21と二次燃焼後の高温ガスとの接触及び高温ガスに加熱されたスラグ22や炉壁との接触に影響されると考え、溶銑21の攪拌を担う底吹き羽口7からの攪拌用ガス流量と二次燃焼熱の溶銑21への着熱率との関係を調査した。その結果、底吹き羽口7から吹き込む溶銑1トンあたりの攪拌用ガス流量が0.07〜0.25Nm3/(min・t)の範囲内において、図7に示すように、二次燃焼熱の溶銑21への着熱率は、底吹き羽口から吹き込む溶銑1トンあたりの攪拌用ガス流量を用いて下記の(2’)式のように近似できることが見出された。
BPC≒(400×Fb−20)…(2’)
但し、(2’)式において、BPCは、二次燃焼熱の溶銑への着熱率(%)、Fbは、底吹き羽口から吹き込む溶銑1トンあたりの攪拌用ガス流量(Nm3/(min・t))である。
In addition, the inventors of the present invention applied heat of the secondary combustion heat to the
B PC ≈ (400 × F b −20) (2 ′)
However, in the equation (2 ′), B PC is the heat rate (%) of secondary combustion heat to the hot metal, and F b is the stirring gas flow rate (Nm 3) per ton of hot metal blown from the bottom blowing tuyere. / (Min · t)).
この結果から、(2’)式の右辺を、二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標として利用できることが見出された。二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標をBとすると、二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標(B)は下記の(2)式に示される。
B=(400×Fb−20)…(2)
また、この値を調整することにより、二次燃焼熱の溶銑への着熱率を制御できる可能性があることが見出された。
From this result, it was found that the right side of the equation (2 ′) can be used as a control index of the heat rate of secondary combustion heat to the hot metal. Assuming that the control index of the heat rate of the secondary combustion heat to the hot metal is B, the control index (B) of the heat rate of the secondary combustion heat to the hot metal is expressed by the following equation (2).
B = (400 × F b −20) (2)
It has also been found that by adjusting this value, it is possible to control the heat rate of secondary combustion heat to the hot metal.
尚、底吹き羽口7から吹き込む攪拌用ガス流量Fbの変更による二次燃焼熱の着熱率の変化範囲は、図7に示すように10〜80%程度であり、攪拌用ガス流量Fbの操作のみでは、この範囲を超えることはできない。従って、(2)式の適用範囲は、上記のFbが0.07〜0.25Nm3/(min・t)の範囲内であり、二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標(B)の適用範囲は8〜80の範囲となる。
The change range of the heat rate of the secondary combustion heat by changing the stirring gas flow rate F b blown from the
更に、本発明者らは、鉄スクラップなどの冷鉄源の溶解を可能とするためには、どの程度の二次燃焼熱を溶銑21に付与することが必要であるかを検討した。
Furthermore, the present inventors have examined how much secondary combustion heat is required to be applied to the
二次燃焼によって溶銑21へ付与される熱量は、炉内での二次燃焼率(APC)と二次燃焼熱の溶銑への着熱率(BPC)との積(APC×BPC)で表されることから、炉内での二次燃焼率の制御指標(A)と二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標(B)との積(A×B)を変更し、脱燐処理後の溶銑21の温度に及ぼす積(A×B)の影響を調査した。脱燐処理後の溶銑温度は、副孔ノズル20を具備していない一般的な上吹きランスを使用した溶銑の脱燐処理での溶銑温度を基準とし、一般的な上吹きランスを使用した溶銑の脱燐処理後の溶銑温度との差で評価した。
The amount of heat given to the
調査結果を図8に示す。図8に示すように、積(A×B)と溶銑温度上昇量(ΔT)とには、「A×B=27×ΔT+575」なる相関関係が認められ、積(A×B)が575の条件で、溶銑温度は従来の一般的な上吹きランスを使用した脱燐処理と同等であり、積(A×B)が575を超えると従来の脱燐処理に比較して溶銑温度は上昇し、逆に、積(A×B)が575よりも小さくなると溶銑温度は従来の脱燐処理よりも低下することがわかった。 The survey results are shown in FIG. As shown in FIG. 8, a correlation of “A × B = 27 × ΔT + 575” is recognized between the product (A × B) and the hot metal temperature increase (ΔT), and the product (A × B) is 575. Under the conditions, the hot metal temperature is equivalent to the conventional dephosphorization treatment using a general top blowing lance, and when the product (A × B) exceeds 575, the hot metal temperature rises compared to the conventional dephosphorization treatment. On the contrary, when the product (A × B) is smaller than 575, it has been found that the hot metal temperature is lower than that of the conventional dephosphorization treatment.
鉄スクラップなどの冷鉄源の溶解を可能とするには、溶銑温度を一般的な上吹きランスを使用した従来の脱燐処理よりも少なくとも3℃以上高めることが望ましく、これらの結果から、鉄スクラップなどの冷鉄源の溶解を可能とするには、炉内での二次燃焼率の制御指標(A)と二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標(B)との積(A×B)を、下記の(3)式の範囲に制御する必要のあることが見出された。 In order to enable melting of cold iron sources such as iron scrap, it is desirable to raise the hot metal temperature by at least 3 ° C. or more than the conventional dephosphorization process using a general top blowing lance. In order to enable melting of cold iron sources such as scrap, the product of the control index (A) of the secondary combustion rate in the furnace and the control index (B) of the heat rate of secondary combustion heat to the hot metal It was found that (A × B) needs to be controlled within the range of the following formula (3).
A×B≧650…(3)
二次燃焼率の制御指標(A)は、比率R1及びスラグ塩基度Sbaの関数であり((1)式を参照)、また、二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標(B)は、底吹き羽口7からの攪拌用ガス流量Fbの関数であり((2)式を参照)、従って、精錬用主孔ノズル19から供給する酸素ガス流量に対する副孔ノズル20から供給する酸素ガス流量の比率R1、炉内に存在するスラグ22の塩基度Sba((質量%CaO)/(質量%SiO2))、底吹き羽口7から吹き込む溶銑1トンあたりの攪拌用ガス流量Fbのうちの何れか1種または2種以上を調整して、二次燃焼率の制御指標(A)と二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標(B)との積(A×B)を650以上とすることで、冷鉄源の溶解を可能とするに十分な熱量を、二次燃焼によって溶銑21に着熱できることがわかった。
A × B ≧ 650 (3)
The control index (A) of the secondary combustion rate is a function of the ratio R 1 and the slag basicity S ba (see the formula (1)), and the control index of the heat rate of the secondary combustion heat to the molten iron (B) is a function of the stirring gas flow rate F b from the bottom blowing tuyere 7 (see equation (2)), and therefore the
即ち、本発明は、炉内での二次燃焼率の制御指標(A)と二次燃焼熱の溶銑21への着熱率の制御指標(B)との積(A×B)が上記の(3)式の関係を満足するように、精錬用主孔ノズル19から供給する酸素ガス流量に対する副孔ノズル20から供給する酸素ガス流量の比率R1、炉内に存在するスラグの塩基度Sba、底吹き羽口から吹き込む溶銑1トンあたりの攪拌用ガス流量Fbのうちの何れか1種または2種以上を調整することを必須とする。
That is, according to the present invention, the product (A × B) of the control index (A) of the secondary combustion rate in the furnace and the control index (B) of the heat rate of the secondary combustion heat to the
但し、スラグ22の塩基度Sbaは脱燐挙動にも影響を及ぼし、脱燐反応のためには、塩基度Sbaを1.5以上に確保すること、望ましくは2.0以上とすることが好ましく、従って、二次燃焼によって溶銑21の熱補償を行う際には、塩基度Sbaを1.5以上とした状態で、比率R1または攪拌用ガス流量Fbの調整、或いは、これらの双方の調整によって、積(A×B)が(3)式を満たすように制御することが好ましい。尚、二次燃焼熱の溶銑21への着熱率の制御指標(A)の適用範囲は80までであるので、積(A×B)は最大でも8000となる。
However, the basicity S ba of the
更に、本発明者らは、二次燃焼熱で転炉型精錬炉2の内壁に付着した地金を効率良く溶解することを検討した。 Furthermore, the present inventors have studied to efficiently dissolve the metal that has adhered to the inner wall of the converter refining furnace 2 with the secondary combustion heat.
スラグ22の温度、排ガス温度及び耐火物5の温度の上昇に寄与する二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率は、下記の(4’)式のように近似できる。
BPC’=(100−BPC)≒(120−400×Fb)…(4’)
但し、(4’)式において、BPC’は二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率(%)である。
The heat rate of the secondary combustion heat that contributes to the increase in the temperature of the
B PC ′ = (100−B PC ) ≈ (120−400 × F b ) (4 ′)
However, in the equation (4 ′), B PC ′ is a heat deposition rate (%) of the secondary combustion heat to the hot metal other than the hot metal.
従って、(4’)の右辺を、二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率の制御指標として利用できることが見出された。二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率の制御指標をB’とすると、二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率の制御指標(B’)は下記の(4)式に示される。
B’=(100−B)=(120−400×Fb)…(4)
また、この値を調整することにより、二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率を制御できる可能性があることが見出された。
Therefore, it has been found that the right side of (4 ′) can be used as a control index for the rate of heat deposition of the secondary combustion heat other than the hot metal. Assuming that the control index of the heat rate of the secondary combustion heat other than the molten iron is B ′, the control index (B ′) of the heat rate of the secondary combustion heat other than the molten iron is expressed by the following equation (4). .
B ′ = (100−B) = (120−400 × F b ) (4)
It has also been found that by adjusting this value, it is possible to control the heat deposition rate of the secondary combustion heat to other than the hot metal.
転炉型精錬炉2の内壁に付着した地金の溶解には、炉内での二次燃焼率(APC)と二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率(BPC’)との積(APC×BPC’)が影響すると考えられることから、炉内での二次燃焼率の制御指標(A)と二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率(B’)との積(A×B’)の値がどの程度になれば地金が溶解するかを調査した。その結果、積(A×B’)が下記の(5)式を満たす場合には、つまり、積(A×B’)が1000以上となれば、転炉型精錬炉の内壁に付着した地金が溶解することを確認した(後述の実施例を参照)。 The melting of the metal that has adhered to the inner wall of the converter-type refining furnace 2 takes place between the secondary combustion rate (A PC ) in the furnace and the heat rate of the secondary combustion heat other than the hot metal (B PC '). Since the product (A PC × B PC ') is considered to have an effect, the control index (A) of the secondary combustion rate in the furnace and the rate of heat absorption of the secondary combustion heat other than the hot metal (B') It was investigated how much the value of the product (A × B ′) would dissolve the bullion. As a result, when the product (A × B ′) satisfies the following formula (5), that is, when the product (A × B ′) is 1000 or more, the ground attached to the inner wall of the converter type refining furnace It was confirmed that gold was dissolved (see Examples described later).
A×B’≧1000…(5)
前述したように、二次燃焼率の制御指標(A)は、比率R1及びスラグ塩基度Sbaの関数であり、また、二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率の制御指標(B’)は、底吹き羽口7からの攪拌用ガス流量Fbの関数であり、従って、精錬用主孔ノズル19から供給する酸素ガス流量に対する副孔ノズル20から供給する酸素ガス流量の比率R1、炉内に存在するスラグ22の塩基度Sba((質量%CaO)/(質量%SiO2))、底吹き羽口7から吹き込む溶銑1トンあたりの攪拌用ガス流量Fbのうちの何れか1種または2種以上を調整して、二次燃焼率の制御指標(A)と二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率の制御指標(B’)との積(A×B’)を1000以上とすることで、二次燃焼熱によって転炉型精錬炉2の内壁に付着した地金の溶解が実現できることが見出された。この場合、積(A×B)が650以上となる範囲内で、比率R1、スラグ塩基度Sba、攪拌用ガス流量Fbを調整する。
A × B ′ ≧ 1000 (5)
As described above, the secondary combustion rate control index (A) is a function of the ratio R 1 and the slag basicity S ba , and the secondary combustion heat control index (B) ') Is a function of the stirring gas flow rate F b from the
積(A×B’)が1000を下回る場合は、転炉型精錬炉2の内壁に付着した地金溶解のための熱量が少なくなり、地金が炉内に付着して、生産性に影響を与えることになる。 When the product (A × B ′) is less than 1000, the amount of heat for melting the bullion adhering to the inner wall of the converter-type refining furnace 2 decreases, and the bullion adheres to the furnace, affecting the productivity. Will give.
一方、積(A×B’)が過大になると、耐火物5の損傷が懸念される。積(A×B’)を変更した試験から、積(A×B’)が3000を超える場合には、転炉型精錬炉2の内壁に付着した地金溶解だけでなく、耐火物5の溶損促進もやや悪化する傾向が見られた。従って、積(A×B’)が下記の(6)式を満たす場合には、つまり、積(A×B’)が3000以下であれば、耐火物5の溶損促進を防止できることが確認できた(後述の実施例を参照)。
3000≧A×B’…(6)
特に、転炉型精錬炉2の内壁で地金付着が局所的にでも少ない部分が在る場合には、耐火物5の溶損促進を回避して生産性への悪影響を避けるために、積(A×B’)が3000を超えないように調整することが好ましい。
On the other hand, if the product (A × B ′) is excessive, the refractory 5 may be damaged. When the product (A × B ′) exceeds 3000 from the test in which the product (A × B ′) is changed, not only the melting of the metal adhering to the inner wall of the converter refining furnace 2 but also the refractory 5 There was a tendency for accelerated erosion to be somewhat worse. Therefore, when the product (A × B ′) satisfies the following formula (6), that is, if the product (A × B ′) is 3000 or less, it is confirmed that the refractory 5 can be prevented from being promoted to melt. (See examples below).
3000 ≧ A × B ′ (6)
In particular, when there is a portion of the inner wall of the converter-type refining furnace 2 where there is little local metal adhesion, in order to avoid the erosion of the refractory 5 and to avoid adverse effects on productivity, It is preferable to adjust so that (A × B ′) does not exceed 3000.
また、転炉型精錬炉2における溶銑の脱燐処理では、積(A×B’)は脱燐効率にも影響する。 In addition, in the hot metal dephosphorization process in the converter-type refining furnace 2, the product (A × B ′) also affects the dephosphorization efficiency.
積(A×B’)を変更した試験から、積(A×B’)が1000以上の場合、転炉型精錬炉2に投入されたCaO系脱燐用精錬剤が速やかに溶解し、(9)式に示す脱燐反応に寄与する。しかしながら、積(A×B’)が2500を超える場合には、CaO系脱燐用精錬剤の溶融量の増大による脱燐効率の向上よりも、炉内に存在するスラグ22が高温になることで、発熱反応である(9)式に示す脱燐反応が抑制される影響が大きく、脱燐効率が低下する。従って、積(A×B’)が下記の(7)式を満たす場合には、脱燐効率を高位に保つことができることが確認できた(後述の実施例を参照)。
2500≧A×B’…(7)
つまり、効率的な脱燐反応のためには、積(A×B’)は2500以下であることが好ましい。
From the test in which the product (A × B ′) was changed, when the product (A × B ′) was 1000 or more, the CaO-based dephosphorization refining agent charged in the converter-type refining furnace 2 was rapidly dissolved, 9) It contributes to the dephosphorization reaction shown in the formula. However, when the product (A × B ′) exceeds 2500, the
2500 ≧ A × B ′ (7)
That is, for efficient dephosphorization reaction, the product (A × B ′) is preferably 2500 or less.
以上説明したように、本発明によれば、二次燃焼率の制御指標(A)と二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標(B)との積(A×B)が650以上になるように、比率R1、スラグ塩基度Sba、攪拌用ガス流量Fbのうちの少なくとも1種を制御するので、常に所定量以上の二次燃焼熱が溶銑21に着熱され、転炉型精錬炉2を使用した脱燐処理などの溶銑21の酸化精錬において、鉄スクラップなどの冷鉄源の溶解のための熱付与を溶銑21に対して効率的に行うことが実現される。更に、二次燃焼率の制御指標と二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率の制御指標との積(A×B’)を1000以上に制御した場合には、転炉型精錬炉2の内壁に付着した地金を効率良く溶解することが可能となる。
As described above, according to the present invention, the product (A × B) of the control index (A) of the secondary combustion rate and the control index (B) of the heat rate of the secondary combustion heat to the molten iron is 650. As described above, since at least one of the ratio R 1 , the slag basicity S ba , and the stirring gas flow rate F b is controlled, a predetermined amount or more of secondary combustion heat is always applied to the
尚、上記説明は、転炉型精錬炉2における溶銑の脱燐処理に本発明を適用した例で説明したが、転炉型精錬炉2における溶銑の脱炭精錬においても、上記に沿って溶銑を酸化精錬することで、本発明を適用することができる。 In the above description, the present invention is applied to the hot metal dephosphorization treatment in the converter refining furnace 2, but the hot metal decarburization refining process in the converter refining furnace 2 also follows the above. The present invention can be applied by oxidizing and refining.
図1に示す300トン/ヒートの転炉型精錬炉を用いて溶銑を脱燐処理する際に、本発明を適用して脱燐処理試験を行った例(本発明例)並びに本発明を適用しないで脱燐処理試験を行った例(比較例)を説明する。 When the hot metal was dephosphorized using the 300 ton / heat converter type refining furnace shown in FIG. 1, the present invention was applied to a dephosphorization test (invention example) and the present invention was applied. An example (comparative example) in which a dephosphorization test was conducted without doing so will be described.
用いた溶銑としては、試験結果を容易に理解できるようにするために、脱硫処理が施された溶銑であって、溶銑温度:1300℃、溶銑Si濃度:0.25質量%、溶銑Mn濃度:0.40質量%の同一温度及び同一組成の溶銑を使用したが、用いる溶銑としてはどのような組成であっても本発明を適用することができる。 The hot metal used is a hot metal that has been subjected to desulfurization treatment so that the test results can be easily understood. Hot metal temperature: 1300 ° C., hot metal Si concentration: 0.25 mass%, hot metal Mn concentration: Although hot metal having the same temperature and the same composition of 0.40% by mass was used, the present invention can be applied to any hot metal composition to be used.
転炉型精錬炉への溶銑の装入後、更に、所定量の生石灰からなるCaO系脱燐用精錬剤を装入し、底吹き羽口から種々の流量の窒素ガスを撹拌用ガスとして吹き込みながら、上吹きランスから酸素ガスを供給した。ランス先端と溶銑静止湯面間との距離(「ランス高さ」という)、及び、精錬用主孔ノズルからの精錬用酸素ガス供給量は、全ての試験で同一条件とした。上吹きランス先端の精錬用主孔ノズルから供給される酸素ガスによって溶銑の脱燐反応及び脱炭反応が生じ、この脱炭反応によってCOガスが発生し、発生したCOガスは炉内を上昇する過程で副孔ノズルから供給される酸素ガスと反応し、二次燃焼反応が発生した。 After the hot metal is charged into the converter-type refining furnace, a CaO-based dephosphorizing refining agent consisting of a predetermined amount of quicklime is further charged, and nitrogen gas at various flow rates is blown as a stirring gas from the bottom blowing tuyere. However, oxygen gas was supplied from the top blowing lance. The distance between the tip of the lance and the hot metal stationary hot water surface (referred to as “lance height”) and the amount of oxygen gas for refining from the main hole nozzle for refining were the same in all tests. The oxygen gas supplied from the refining main hole nozzle at the tip of the top blowing lance causes dephosphorization reaction and decarburization reaction of the hot metal. This decarburization reaction generates CO gas, and the generated CO gas rises in the furnace. In the process, it reacted with the oxygen gas supplied from the sub-hole nozzle, and a secondary combustion reaction occurred.
表1に、本発明例及び比較例として実施した実験条件とその結果の一覧を示す。尚、表中の「A×B実績値」、「A×B’実績値」は、それぞれ脱燐処理前後の熱収支、炭素収支、酸素収支から計算される実績を示す。つまり、二次燃焼熱の溶銑への着熱量(積(APC×BPC))、二次燃焼熱の溶銑以外への着熱量(積(APC×BPC’))の実測値である。溶銑温度上昇量は、副孔ノズルを有していない一般的な上吹きランスを使用した脱燐処理での処理終了時の溶銑温度と、副孔ノズルを有する上吹きランスを使用し、副孔ノズルから酸素ガスを供給して行う脱燐処理での処理終了時の溶銑温度との温度差を示している。溶銑温度上昇量が大きいほど、二次燃焼熱の溶銑への着熱量が多いこと、つまり、二次燃焼熱による熱補償が大きいことを示している。 Table 1 shows a list of experimental conditions and results obtained as examples of the present invention and comparative examples. In the table, “A × B actual value” and “A × B ′ actual value” indicate results calculated from the heat balance, carbon balance, and oxygen balance before and after the dephosphorization treatment, respectively. That is, it is an actual measurement value of the amount of heat (second product (A PC × B PC )) of the secondary combustion heat to the molten iron and the amount of heat other than the second combustion heat (product (A PC × B PC ′)). . The amount of hot metal temperature rise is determined by using the hot metal temperature at the end of the dephosphorization process using a general upper blowing lance that does not have a sub-hole nozzle and the upper blowing lance having a sub-hole nozzle. The temperature difference with the hot metal temperature at the time of completion | finish of the process in the dephosphorization process performed by supplying oxygen gas from a nozzle is shown. It shows that the larger the amount of hot metal temperature rise, the larger the amount of secondary combustion heat that is deposited on the hot metal, that is, the greater the heat compensation by the secondary combustion heat.
試験No.1〜14では、精錬用主孔ノズルからの酸素ガス流量(Fm)に対する副孔ノズルからの酸素ガス流量(Fs)の比率R1(=Fs/Fm)、スラグ塩基度Sba、底吹き攪拌用ガス流量Fbをそれぞれ変更して脱燐処理を行った。 In tests No. 1 to 14, the ratio R 1 (= F s / F m ) of the oxygen gas flow rate (F s ) from the sub-hole nozzle to the oxygen gas flow rate (F m ) from the refining main hole nozzle, slag base The dephosphorization treatment was performed by changing the degree S ba and the bottom blowing stirring gas flow rate F b .
試験No.8、11、14に示すように、積(A×B)の値が650を下回ると、副孔ノズルを持たない一般的な上吹きランスでの一般的な脱燐処理と比較して溶銑温度が低下することがわかった。つまり、熱補償効果が得られないことがわかった。試験No.11は、更に、積(A×B’)の値が3000を上回っており、炉体耐火物の溶損がやや増進する結果となっていた。 As shown in Test Nos. 8, 11, and 14, when the value of the product (A × B) is less than 650, it is compared with a general dephosphorization treatment with a general top blowing lance having no sub-hole nozzle. It was found that the hot metal temperature decreased. That is, it was found that the heat compensation effect cannot be obtained. In Test No. 11, the product (A × B ′) value was more than 3000, and the melting loss of the furnace refractory was slightly increased.
これに対して、積(A×B)の値が650以上である試験No.1〜7、9、10、12、13では、脱燐処理後の溶銑温度は副孔ノズルを持たない一般的な上吹きランスでの脱燐処理よりも高く、二次燃焼熱による熱補償効果が発現していることがわかった。 On the other hand, in the tests No. 1 to 7, 9, 10, 12, and 13 in which the product (A × B) is 650 or more, the hot metal temperature after the dephosphorization treatment is generally not provided with a sub-hole nozzle. It was found to be higher than the dephosphorization treatment with a large top blowing lance, and that the heat compensation effect by the secondary combustion heat was developed.
但し、積(A×B’)の値が1000を下回る試験No.9、10、12では、転炉型精錬炉内壁への地金量が増加する結果となっており、逆に、積(A×B’)の値が3000を上回る試験No.13では、地金は溶解されるものの、炉体耐火物の溶損がやや増進する結果となっていた。積(A×B)の値が650以上で且つ積(A×B’)の値が1000以上3000以下である試験No.1〜7では、二次燃焼熱による熱補償の進行と同時に、炉内地金の溶解が行われつつ、炉体耐火物の溶損も見られなかった。 However, in the test Nos. 9, 10, and 12 where the value of the product (A × B ′) is less than 1000, the amount of bullion to the inner wall of the converter type refining furnace is increased. In the test No. 13 in which the value of A × B ′) exceeds 3000, although the metal was melted, the melting loss of the furnace refractory was slightly increased. In tests No. 1 to 7 in which the value of the product (A × B) is 650 or more and the value of the product (A × B ′) is 1000 or more and 3000 or less, While melting of the ingot, melting of the furnace refractory was not observed.
図1に示す300トン/ヒートの転炉型精錬炉を用い、本発明を適用して溶銑の脱燐処理を行った試験を説明する。 A test in which the hot metal dephosphorization process was performed by applying the present invention using the 300 ton / heat converter type refining furnace shown in FIG. 1 will be described.
用いた溶銑としては、試験結果を容易に理解できるようにするために、脱硫処理が施された溶銑であって、溶銑温度:1300℃、溶銑Si濃度:0.25質量%、溶銑Mn濃度:0.40質量%の同一温度及び同一組成の溶銑を使用した。 The hot metal used is a hot metal that has been subjected to desulfurization treatment so that the test results can be easily understood. Hot metal temperature: 1300 ° C., hot metal Si concentration: 0.25 mass%, hot metal Mn concentration: Hot metal having the same temperature and the same composition of 0.40% by mass was used.
転炉型精錬炉への溶銑の装入後、更に、4トンの生石灰からなるCaO系脱燐用精錬剤を装入し、底吹き羽口から種々の流量の窒素ガスを撹拌用ガスとして吹き込みながら、上吹きランスから酸素ガスを供給した。ランス先端と溶銑静止湯面間との距離(「ランス高さ」という)、及び、精錬用主孔ノズルからの精錬用酸素ガス供給量は、全ての試験で同一条件とした。4トンの生石灰の添加により、スラグの計算塩基度(生石灰中のCaO量と溶銑中の珪素が燃焼して生じるSiO2量との質量比)は2.5となる。 After the hot metal is charged into the converter-type refining furnace, a CaO dephosphorization refining agent consisting of 4 tons of quicklime is charged, and nitrogen gas at various flow rates is blown in as a stirring gas from the bottom blowing tuyere. However, oxygen gas was supplied from the top blowing lance. The distance between the tip of the lance and the hot metal stationary hot water surface (referred to as “lance height”) and the amount of oxygen gas for refining from the main hole nozzle for refining were the same in all tests. The addition of the four tons of lime, calculated basicity of the slag (mass ratio of the amount of CaO and SiO 2 amount of silicon occurs by combustion of the hot metal in the quicklime) is 2.5.
また、処理終了時の溶銑温度が副孔ノズルを有していない一般的な上吹きランスを使用した脱燐処理での処理終了時の溶銑温度と同等となるように、冷材として鉄鉱石を所定量投入した。 In addition, iron ore is used as a cooling material so that the hot metal temperature at the end of the treatment is equivalent to the hot metal temperature at the end of the treatment in the dephosphorization process using a general top blowing lance that does not have a sub-hole nozzle. A predetermined amount was charged.
表2に、各試験の実験条件とその結果の一覧を示す。尚、表2に示す滓化率(%)とは、実際のスラグ塩基度Sbaと計算塩基度(本実施例の全ての試験で2.5)との比であり、その値が大きいほど、装入したCaO系脱燐用精錬剤に対して脱燐反応に寄与できるCaO源が大きいという指標になる。 Table 2 shows a list of experimental conditions and results of each test. Note that the slag formation rates shown in Table 2 (%) is the ratio of the actual slag basicity S ba and calculated basicity (2.5 in all tests of this example), larger the value Thus, the CaO-based dephosphorization refining agent is an indicator that there is a large CaO source that can contribute to the dephosphorization reaction.
また、表2に示す燐分配Lp増大率(%)とは、副孔ノズルを有していない一般的な上吹きランスを使用して、酸素ガス吹き込み比以外の操業条件を各試験No.の操業条件と同一として脱燐処理を行った際の平均的な燐分配(=Lp(1):スラグ中燐濃度(質量%)/溶銑中燐濃度(質量%))に対する、副孔ノズルを有する上吹きランスを使用した脱燐処理における燐分配(=Lp(2))の増加率である。燐分配Lp増大率の値が大きいほど、脱燐処理が効率的に行われることを示す。下記の(10)式に、燐分配Lp増大率(%)を示す。
燐分配Lp増大率(%)=[(Lp(2)−Lp(1))/Lp(1)]×100…(10)
Further, the phosphorus distribution Lp increase rate (%) shown in Table 2 means that a general top blowing lance having no sub-hole nozzle is used, and operating conditions other than the oxygen gas blowing ratio are set for each test No. A sub-hole nozzle is provided for the average phosphorus distribution (= Lp (1): phosphorus concentration in slag (mass%) / phosphorus concentration in molten iron (mass%)) when dephosphorization is performed under the same operating conditions. This is the rate of increase of phosphorus distribution (= Lp (2)) in the dephosphorization process using the top blowing lance. It shows that dephosphorization processing is performed efficiently, so that the value of phosphorus distribution Lp increase rate is large. The following formula (10) shows the phosphorus distribution Lp increase rate (%).
Phosphorus partitioning Lp increase rate (%) = [(Lp (2) −Lp (1)) / Lp (1)] × 100 (10)
試験No.15〜24では、精錬用主孔ノズルからの酸素ガス流量(Fm)に対する副孔ノズルからの酸素ガス流量(Fs)の比率R1(=Fs/Fm)、及び、底吹き攪拌用ガス流量Fbをそれぞれ変更して脱燐処理を行った。尚、前述したように全試験において装入する生石灰量は一定である。 In tests No. 15 to 24, the ratio R 1 (= F s / F m ) of the oxygen gas flow rate (F s ) from the sub-hole nozzle to the oxygen gas flow rate (F m ) from the refining main hole nozzle, and bottom-blown agitation gas flow rate F b change respectively subjected to dephosphorization. As described above, the amount of quicklime charged in all tests is constant.
試験No.15〜17、21〜24に示すように、積(A×B’)の値が1000を上回り且つ2500を下回る範囲の試験では、副孔ノズルを持たない一般的な上吹きランスでの脱燐処理と比較して燐分配Lp増大率が正の値となっており、脱燐反応が促進されていることがわかった。 As shown in Test Nos. 15-17 and 21-24, in a test where the value of the product (A × B ′) exceeds 1000 and falls below 2500, a general top blowing lance without a sub-hole nozzle is used. Compared with the dephosphorization treatment, the phosphorus distribution Lp increase rate was a positive value, indicating that the dephosphorization reaction was promoted.
これに対して、試験No.18〜20に示すように、積(A×B’)の値が1000を下回る範囲の試験では、脱燐反応の促進効果が得られず、また、積(A×B’)の値が2500を上回る範囲の試験では、副孔ノズルを持たない一般的な上吹きランスでの脱燐処理と比較して燐分配Lp増大率が負の値となっており、脱燐反応が阻害されていることがわかった。 On the other hand, as shown in Test Nos. 18 to 20, in the test where the product (A × B ′) is less than 1000, the effect of promoting the dephosphorization reaction cannot be obtained, and the product (A In the test in the range where the value of × B ′) exceeds 2500, the phosphorus distribution Lp increase rate is a negative value as compared with the dephosphorization treatment with a general top blowing lance without a sub-hole nozzle, It was found that the dephosphorization reaction was inhibited.
滓化率を評価すると、積(A×B’)の値が1800までは滓化率が増大し、1800以上では変化していないことがわかった。この結果から、積(A×B’)の値が1000を下回る範囲では、スラグ温度を十分に上昇させることができず、未溶解のままで、脱燐反応に寄与しないCaO源が多くなり、脱燐反応の促進効果が得られなかったと考えられる。 When the hatching rate was evaluated, it was found that the hatching rate increased until the product (A × B ′) value reached 1800, and did not change at 1800 or higher. From this result, in the range where the value of the product (A × B ′) is less than 1000, the slag temperature cannot be sufficiently increased, and the amount of CaO that remains undissolved and does not contribute to the dephosphorization reaction increases. It is considered that the effect of promoting the dephosphorization reaction was not obtained.
一方、積(A×B’)の値が1800以上では脱燐反応に寄与するCaO源はほぼ同量であるにも拘わらず、積(A×B’)の値が2500以上になると脱燐反応の促進効果が得られなくなることがわかった。これは、積(A×B’)の値が2500以上になると、滓化率増大による脱燐反応促進効果よりも、スラグ温度が高くなることによる脱燐反応阻害の効果が大きくなり、燐分配Lp増大率が低下すると考えられる。 On the other hand, when the product (A × B ′) is 1800 or more, the amount of CaO contributing to the dephosphorization reaction is almost the same, but when the product (A × B ′) is 2500 or more, the dephosphorization is performed. It was found that the reaction promoting effect could not be obtained. This is because when the product (A × B ′) value is 2500 or more, the dephosphorization reaction inhibition effect due to the increase in the slag temperature is greater than the dephosphorization reaction promotion effect due to the increase in the hatching rate, and the phosphorus distribution is increased. It is considered that the Lp increase rate decreases.
1 転炉型精錬設備
2 転炉型精錬炉
3 上吹きランス
4 鉄皮
5 耐火物
6 出湯口
7 底吹き羽口
8 ガス導入管
9 精錬用酸素ガス供給管
10 副孔用酸素ガス供給管
11 煙道
12 排ガス分析計
13 ランス本体
14 ランスチップ
15 外管
16 中管
17 内管
18 仕切管
19 精錬用主孔ノズル
20 副孔ノズル
21 溶銑
22 スラグ
23 攪拌用ガス
24 酸素ガスジェット
25 酸素ガス噴流
26 二次燃焼反応帯
27 粒鉄
DESCRIPTION OF SYMBOLS 1 Converter type refining equipment 2 Converter
Claims (4)
前記酸化精錬は、予備処理として溶銑に対して行う脱燐処理であり、
炉内での二次燃焼率の制御指標(A)を下記の(1)式で定義し、且つ、二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標(B)を下記の(2)式で定義したとき、炉内での二次燃焼率の制御指標(A)と二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標(B)との積(A×B)が下記の(3)式の関係を満足するように、精錬用主孔ノズルから供給する酸素ガス流量に対する副孔ノズルから供給する酸素ガス流量の比率、炉内に存在するスラグの塩基度((質量%CaO)/(質量%SiO2))、底吹き羽口から吹き込む溶銑1トンあたりの攪拌用ガス流量のうちの何れか1種または2種以上を調整することを特徴とする、転炉型精錬炉における溶銑の精錬方法。
A=(30+R1×150−6×Sba)…(1)
B=(400×Fb−20)…(2)
A×B≧650…(3)
但し、(1)式〜(3)式において、Aは、炉内での二次燃焼率の制御指標、Bは、二次燃焼熱の溶銑への着熱率の制御指標、R1は、精錬用主孔ノズルから供給する酸素ガス流量(Fm、単位:Nm3/min)に対する副孔ノズルから供給する酸素ガス流量(Fs、単位:Nm3/min)の比率(Fs/Fm)、Sbaは炉内に存在するスラグの塩基度、Fbは、底吹き羽口から吹き込む溶銑1トンあたりの攪拌用ガス流量(Nm3/(min・t))であり、Fbは0.07〜0.25Nm3/(min・t)の範囲内である。 A refining main hole nozzle in the vertically downward direction or diagonally downward direction is arranged at the tip of the top blowing lance, and in the horizontal direction or diagonally downward direction on the side of the top blowing lance that is spaced from the tip of the top blowing lance. Using an upper blow lance with a sub-hole nozzle, oxygen gas is supplied from the refining main hole nozzle and the sub-hole nozzle into the converter refining furnace, and installed at the bottom of the converter refining furnace. When the hot metal contained in the converter-type refining furnace is oxidatively refined by blowing the stirring gas from the bottom blowing tuyere into the hot metal,
The oxidative refining is a dephosphorization treatment performed on hot metal as a preliminary treatment,
The control index (A) of the secondary combustion rate in the furnace is defined by the following equation (1), and the control index (B) of the heat rate of secondary combustion heat to the molten iron is (2) When defined by the equation, the product (A × B) of the control index (A) of the secondary combustion rate in the furnace and the control index (B) of the heat rate of the secondary combustion heat to the hot metal is ( 3) The ratio of the oxygen gas flow rate supplied from the sub-hole nozzle to the oxygen gas flow rate supplied from the refining main hole nozzle, the basicity of the slag present in the furnace ((mass% CaO) so as to satisfy the relationship of the formula 3) / (Mass% SiO 2 )), in a converter type smelting furnace, characterized by adjusting one or more of the stirring gas flow rate per ton of hot metal blown from the bottom blowing tuyere Hot metal refining method.
A = (30 + R 1 × 150−6 × S ba ) (1)
B = (400 × F b −20) (2)
A × B ≧ 650 (3)
However, in the formulas (1) to (3), A is a control index of the secondary combustion rate in the furnace, B is a control index of the heat rate of the secondary combustion heat to the hot metal, and R 1 is Ratio (F s / F) of the oxygen gas flow rate (F s , unit: Nm 3 / min) supplied from the sub-hole nozzle to the oxygen gas flow rate (F m , unit: Nm 3 / min) supplied from the refining main hole nozzle m), S ba the basicity of slag present in the furnace, F b is the stirring gas flow rate of molten iron per ton blown from the bottom tuyeres (Nm 3 / (min · t )), F b Is in the range of 0.07 to 0.25 Nm 3 / (min · t).
B’=(100−B)=(120−400×Fb)…(4)
A×B’≧1000…(5)
但し、(4)式、(5)式において、B’は二次燃焼熱の溶銑以外への着熱率の制御指標である。 The control index (B ′) for the rate of heat applied to other than the hot metal of the secondary combustion heat is defined by the following formula (4) based on the control index (B) for the heat rate of the secondary combustion heat to the hot metal: Then, the product (A × B ′) of the control index (A) of the secondary combustion rate in the furnace and the control index (B ′) of the heat rate other than the molten iron of the secondary combustion heat is (5 × 5) ), The ratio of the oxygen gas flow rate supplied from the sub-hole nozzle to the oxygen gas flow rate supplied from the refining main hole nozzle, the basicity of the slag present in the furnace ((mass% CaO) / (Mass% SiO 2 )), or any one or more of the stirring gas flow rate per ton of hot metal blown from the bottom blowing tuyere is adjusted. A method for refining hot metal in a furnace-type refining furnace.
B ′ = (100−B) = (120−400 × F b ) (4)
A × B ′ ≧ 1000 (5)
However, in the formulas (4) and (5), B ′ is a control index for the rate of heat deposition of the secondary combustion heat other than the hot metal.
3000≧A×B’…(6) The product (A × B ′) of the control index (A) of the secondary combustion rate in the furnace and the control index (B ′) of the heat rate of the secondary combustion heat other than the hot metal is the following (6) Further, in order to satisfy the formula, the ratio of the oxygen gas flow rate supplied from the sub-hole nozzle to the oxygen gas flow rate supplied from the refining main hole nozzle, the basicity of the slag present in the furnace ((mass% CaO) / ( wt% SiO 2)), and adjusting one kind or two or more kinds of the stirring gas flow rate of molten iron per ton blown from the bottom tuyeres, converter according to claim 2 Method of refining hot metal in a type refining furnace
3000 ≧ A × B ′ (6)
2500≧A×B’…(7) The product (A × B ′) of the control index (A) of the secondary combustion rate in the furnace and the control index (B ′) of the heat rate of the secondary combustion heat other than the hot metal is the following (7) Further, in order to satisfy the formula, the ratio of the oxygen gas flow rate supplied from the sub-hole nozzle to the oxygen gas flow rate supplied from the refining main hole nozzle, the basicity of the slag present in the furnace ((mass% CaO) / ( wt% SiO 2)), and adjusting one kind or two or more kinds of the stirring gas flow rate of molten iron per ton blown from the bottom tuyeres, converter according to claim 2 Method of refining hot metal in a type refining furnace
2500 ≧ A × B ′ (7)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2013037279A JP5915568B2 (en) | 2012-03-01 | 2013-02-27 | Method of refining hot metal in converter type refining furnace |
Applications Claiming Priority (3)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2012045378 | 2012-03-01 | ||
JP2012045378 | 2012-03-01 | ||
JP2013037279A JP5915568B2 (en) | 2012-03-01 | 2013-02-27 | Method of refining hot metal in converter type refining furnace |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JP2013209746A JP2013209746A (en) | 2013-10-10 |
JP5915568B2 true JP5915568B2 (en) | 2016-05-11 |
Family
ID=49527833
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP2013037279A Active JP5915568B2 (en) | 2012-03-01 | 2013-02-27 | Method of refining hot metal in converter type refining furnace |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JP5915568B2 (en) |
Families Citing this family (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2016180142A (en) * | 2015-03-23 | 2016-10-13 | 株式会社神戸製鋼所 | Molten iron preliminary treatment method |
KR101663187B1 (en) | 2015-07-24 | 2016-10-06 | 주식회사 포스코 | Manufacturing method for molten metal |
CN115852083A (en) * | 2022-12-08 | 2023-03-28 | 北京科技大学 | A low-carbon system and method for high-efficiency top-bottom double-blowing carbon dioxide secondary combustion of converters |
Family Cites Families (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP4715384B2 (en) * | 2005-08-19 | 2011-07-06 | Jfeスチール株式会社 | Method for dephosphorizing hot metal and top blowing lance for dephosphorization |
JP5644355B2 (en) * | 2009-10-22 | 2014-12-24 | Jfeスチール株式会社 | Hot metal refining method |
JP2011179041A (en) * | 2010-02-26 | 2011-09-15 | Sumitomo Metal Ind Ltd | Method for removing metal in converter |
-
2013
- 2013-02-27 JP JP2013037279A patent/JP5915568B2/en active Active
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
JP2013209746A (en) | 2013-10-10 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US9493854B2 (en) | Converter steelmaking method | |
JP5644355B2 (en) | Hot metal refining method | |
JP4019117B2 (en) | Powder blowing apparatus and refining method | |
EP0017963B1 (en) | Converter steelmaking process | |
JP5915568B2 (en) | Method of refining hot metal in converter type refining furnace | |
WO2016158714A1 (en) | Method for operating top-blown converter | |
JP4715384B2 (en) | Method for dephosphorizing hot metal and top blowing lance for dephosphorization | |
JP2006348331A (en) | Top-blowing lance for refining molten metal, and blowing method for molten metal | |
JP7001148B2 (en) | How to remove phosphorus from hot metal | |
JP4065225B2 (en) | Dephosphorization method for hot metal | |
KR20230136164A (en) | Method of refining molten iron and manufacturing method of molten steel using the same | |
JP6421731B2 (en) | Converter operation method | |
JP4487812B2 (en) | Method for producing low phosphorus hot metal | |
JP2022117976A (en) | Molten iron refining method | |
JP2011202236A (en) | Top-blowing lance for converter, and method for operating converter | |
JP3333339B2 (en) | Converter steelmaking method for recycling decarburized slag | |
JP4419594B2 (en) | Hot metal refining method | |
JP2011084789A (en) | Converter blowing method | |
JP4686880B2 (en) | Hot phosphorus dephosphorization method | |
JP6544531B2 (en) | How to smelt molten metal | |
JP5304816B2 (en) | Manufacturing method of molten steel | |
JP2013028832A (en) | Molten iron refining method | |
JP6939828B2 (en) | Acid feeding refining method for molten iron | |
JP7380444B2 (en) | Top blowing lance for converter dephosphorization treatment and converter blowing method | |
JP2019090078A (en) | Immersion lance for blowing and refining method of molten iron |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
A621 | Written request for application examination |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621 Effective date: 20150223 |
|
A131 | Notification of reasons for refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131 Effective date: 20160119 |
|
A521 | Request for written amendment filed |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20160215 |
|
TRDD | Decision of grant or rejection written | ||
A01 | Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01 Effective date: 20160308 |
|
A61 | First payment of annual fees (during grant procedure) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61 Effective date: 20160321 |
|
R150 | Certificate of patent or registration of utility model |
Ref document number: 5915568 Country of ref document: JP Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |