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WO1998042879A1 - Procede servant a produire de l'acier au convertisseur sous pression - Google Patents

Procede servant a produire de l'acier au convertisseur sous pression Download PDF

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Publication number
WO1998042879A1
WO1998042879A1 PCT/JP1998/001188 JP9801188W WO9842879A1 WO 1998042879 A1 WO1998042879 A1 WO 1998042879A1 JP 9801188 W JP9801188 W JP 9801188W WO 9842879 A1 WO9842879 A1 WO 9842879A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
pressure
blown
blowing
converter
furnace
Prior art date
Application number
PCT/JP1998/001188
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Sinya Kitamura
Michitaka Matsuo
Kenichiro Naito
Original Assignee
Nippon Steel Corporation
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Priority claimed from JP6714997A external-priority patent/JPH10259409A/ja
Priority claimed from JP6715097A external-priority patent/JPH10259410A/ja
Application filed by Nippon Steel Corporation filed Critical Nippon Steel Corporation
Priority to KR1019997008634A priority Critical patent/KR100357360B1/ko
Priority to AT98909768T priority patent/ATE242339T1/de
Priority to EP98909768A priority patent/EP0974675B1/en
Priority to US09/381,359 priority patent/US6284016B1/en
Priority to DE69815334T priority patent/DE69815334T2/de
Publication of WO1998042879A1 publication Critical patent/WO1998042879A1/ja

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    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
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    • C21C5/28Manufacture of steel in the converter
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    • C21METALLURGY OF IRON
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    • C21C5/30Regulating or controlling the blowing
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
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    • C21C5/28Manufacture of steel in the converter
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    • CCHEMISTRY; METALLURGY
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    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C7/00Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
    • C21C7/0081Treating and handling under pressure
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/28Manufacture of steel in the converter
    • C21C5/30Regulating or controlling the blowing
    • C21C5/305Afterburning

Definitions

  • the present technology relates to a converter steelmaking method capable of blowing molten steel with high productivity, high yield, and low degree of peroxide. ⁇ .; Background technology
  • the ultimate goal is to blow molten steel with high productivity and high yield and low degree of peroxidation in converter furnaces.
  • the decarburization behavior in the converter was as follows: the decarburization rate was controlled by the oxygen supply rate in the region where the carbon concentration in the molten iron was high, and the decarburization rate was low in the region where the carbon concentration in the molten iron was low. Phase, which is limited by the mass transfer rate.
  • Phase I In order to improve the yield of molten steel, it is necessary to reduce the generation of dust and splash in Phase I and to suppress the iron oxidation loss to slag due to the peroxidation of molten steel in the low-carbon region, Phase I There is. If the molten steel becomes peroxidized, the (T ⁇ Fe) of the slag increases and the oxygen concentration in the molten steel also increases, so a large amount of deoxidizer is required, and a large amount of deoxidation products are generated. This also causes the problem that the cleanliness of the molten steel is significantly reduced. In order to suppress peroxidation in the long term, it is conceivable in principle to reduce the oxygen supply rate and increase the stirring power.
  • Japanese Patent Publication No. 43-99982 discloses that an iron charge and a slag forming component are put into an upper-blowing converter, and oxygen introduced from a lance located in the converter is used as the oxygen. It flows downwards onto the surface of the iron charge, causing a refining reaction to remove carbon from the iron and produce a reactor gas, which is passed from the converter into the gas collection device.
  • a pressure adjusting means for controlling the flow rate of the gas; and providing a pressure between the iron charge and the pressure adjusting means so that substantially all of the gas passes through the pressure adjusting means.
  • a pressure adjusting means for applying a pressure of at least one atmosphere to the furnace when the charge is refined by the inflowing oxygen.
  • Japanese Patent Laid-Open Publication No. 2-2005656 discloses that in a converter steelmaking method in which molten iron and, if necessary, scrap are refined to molten steel, the inside of the converter is increased to 0.5 kg ⁇ cm 2 or more.
  • the relationship between the total charged amount of hot metal and scrap W (t Z ch) into the converter and the inner volume of the converter shell V (m 3 ) is expressed as W> 0.8 V or 0. 8 VW
  • a high-efficiency converter steelmaking method characterized by 0.5 V and an acid feed rate U (Nm 3 / min-t) into the furnace of U 3.7 is disclosed. This gazette states that the application of pressure suppresses the occurrence of sloping / svitting and a high yield was obtained.
  • Japanese Patent Publication No. 62-142422 discloses that in a converter or a smelting reduction furnace, the pressure inside the furnace is set to a pressure higher than the atmospheric pressure, especially the pressure is set to 2 to 5 kg / cm2, and the secondary A steelmaking and ironmaking method in a converter or a smelting reduction furnace characterized by reducing the linear velocity of combustion gas is disclosed.
  • the ascending flow velocity of the secondary combustion gas in the slag is reduced by pressurization, the heat exchange time between the gas and the slag is lengthened, and the heat transfer efficiency through the slag is improved.
  • the furnace pressure is increased to 2 to 5 kg / cm 2 , but according to the principle of the invention, it has an effect on the heat exchange time between the gas and the slag that governs the heat transfer efficiency.
  • the embodiment of the present invention is a top-blowing converter, and in the case of an upper-bottom-blowing converter in which slag forming is difficult due to strong stirring power, or in the case of hot metal pretreatment hot metal with a small amount of slag,
  • the basic conditions are largely different from those of the present invention, and it is difficult to obtain the pressurizing operation conditions in the upper and lower blown converters from the present invention.
  • Japanese Patent Laid-Open Publication No. 2-298082 discloses that iron-containing cold material, carbonaceous material, and oxygen are supplied to a melting converter in which a seed bath is present, and the required amount of seed metal in the melting converter is determined. A high-carbon molten iron in the total amount of required refining in a separate converter is obtained.
  • the converter steelmaking method in which molten steel of the required component is obtained by blowing oxygen in a dedicated converter, the amount of dust generated in the converter is controlled by controlling the pressure in the converter exclusively for melting according to the following formula:
  • a steelmaking method for a pressurized iron-containing cold material melting furnace characterized in that the steelmaking temperature is greatly reduced is disclosed.
  • [% C] The content of molten iron C in the converter exclusively for melting (weight./.).
  • This publication utilizes the fact that the energy when the top-blown oxygen jet collides against the bath surface due to pressurization decreases and the volume of CO gas generated decreases.
  • the pressure is set high because of the occurrence of noise.
  • the above formula cannot be applied to converter scouring for decarburization because C is 2.5-5%.
  • the rate of dust generation depends not only on pressure but also on the oxygen supply rate, and the oxygen supply rate is an important factor that controls the productivity of a converter for melting iron-containing cold material.
  • the basic conditions are significantly different from those of converter scouring for decarburization. Therefore, it is impossible to operate the pressurized converter only with the invention.
  • none of the known examples discloses a method of operating in a low-carbon region in the long term, which is the most important in terms of suppressing peroxidation and improving the yield.
  • the productivity is improved, the peroxidation is suppressed, and the yield is improved. It is impossible to make it happen.
  • f defined by the formula (1) is used as the stirring energy by bottom blowing (iron and steel, Vol. 67, 1981, pp. 672 et seq.).
  • the relationship between the BOC value through the uniform mixing time obtained and the decarburization characteristics of the converter is known (Iron and Steel, Vol. 68, 1982, pp. 1946 and thereafter).
  • equation (4) was used to calculate the cavity depth due to top-blown gas (Kiyoshi Segawa: “Iron Metallurgy Reaction Engineering”, published in 1977, Nikkan Kogyo Shimbun). Is not affected by furnace pressure.
  • L' is the cavity depth (mm) calculated by equation (4) and h is the distance between the lance and the steel bath surface (mm)
  • F ' is the top blowing oxygen supply rate (Nm 3 / Hr)
  • n is the number of nozzles
  • d is the nozzle diameter (mm).
  • the present invention when the oxygen supply rate is increased by converter scouring at normal atmospheric pressure, the amount of generated splash and dust and the occurrence of slobbing decrease the molten steel yield and increase the non-blowing time.
  • the problems and problems disclosed in Japanese Patent Application Laid-Open No. 2-205616, Japanese Patent Application Laid-Open No. 2-298209, Japanese Patent Application Laid-Open No. 62-142712, and Japanese Patent Publication No. 43-9982 are disclosed.
  • the present inventors when performing decarburization operation by pressurizing the furnace inside the top and bottom blown converter, adjust the top blown oxygen supply rate and the bottom blown gas flow rate according to changes in the furnace pressure and carbon concentration. It was found that coordination control was needed.
  • the gist of the present invention resides in the following methods.
  • the furnace pressure P1: kg / cm 2
  • blown oxygen supply rate F 1: Nm 3 / ton / min
  • bottom-blown gas flow rate about (Q 1 Nm 3 / ton / min)
  • Q1ZP1 is controlled in the range of 0.05 to 0.35.
  • PA and PB can be less than 1 in the formula, but P2 is not less than 0.9 kg / cm 2 .
  • F 2 can be larger than F 1 in the formula, but F 2 is not more than F 1. Further, F 2 is may also be a negative, it is not below 0. 5Nm 3 / ton / min.
  • C is 1 to 0.1 ° /. ⁇ 2
  • Top-blown oxygen supply rate F2
  • Bottom-blown gas flow rate Q2 is controlled to be in the range of ⁇ force S5 to 25 in equation (9).
  • Pressurized converter steelmaking method characterized by the above-mentioned.
  • the ratio (LZD) between the depth (L: m) and the bath diameter (D: m) of the cavity formed on the steel bath surface by the top-blown oxygen was set to 0.1.
  • Pressurized converter steelmaking method characterized in that it is controlled to 5-0.35.
  • the lower limit of the carbon concentration in the steel bath that controls (2) or (3) is within the range of CB X0.6 to CB X1.8 using the CB of equation (10). Pressurized converter steelmaking method.
  • the carbon concentration in the blown gas can be estimated from decarbonation efficiency empirically obtained based on the total oxygen consumption of the top and bottom blown air, indirectly estimated from intermediate sampling and exhaust gas analysis, or online. It is a value obtained by continuous or semi-continuous direct analysis values from analysis and on-site analysis.
  • the cavity depth L is calculated by the following formula.
  • LG H C / (0.016 ⁇ L 0 - 5) one L & (1 1)
  • H c f (Po / Pop) ⁇ MOP ⁇ (4.2 + ⁇ . ⁇ 2 ) ⁇ d
  • LG Distance between the tip of the lance and the molten steel surface (mm)
  • d Nozzle throat diameter (mm).
  • the absolute secondary pressure Po of the lance nozzle is the absolute pressure of the stagnation portion of the lance nozzle before throat.
  • S e Area of lance nozzle outlet (mm 2 )
  • the oxygen gas flow rate is calculated from the following equation (14).
  • FIG. 4 is a schematic view showing an embodiment of the present invention.
  • the flue 8 for introducing exhaust gas is connected to a pressure regulator via a dust collector and a gas cooling device.
  • FIG. 5 is a diagram of experimental results showing the relationship between the frequency of slobbing and F1 / P1, Q1 / P1.
  • FIG. 6 is a diagram of an experimental result showing a relationship between a frequency of occurrence of slobbing and L / D.
  • FIG. 7 Diagram of experimental results showing the relationship between carbon concentration C, furnace pressure P2, and (T * Fe) at the time of blowing off.
  • FIG. 8 is a diagram of an experimental result showing a relationship between a parameter ⁇ defined by an oxygen supply rate F 2 and a carbon concentration C and ( ⁇ ⁇ F e) at the time of blowing off.
  • Fig. 9 is a diagram of the experimental results showing the relationship between the parameter ⁇ defined by the bottom blown gas flow rate Q2 and the carbon concentration C and ( ⁇ ⁇ Fe) at the time of blowing off.
  • the pressurization conditions in the top and bottom blown converters are basically different between stage I and stage ⁇ .
  • the objective is to increase the oxygen supply rate in order to improve productivity, and the conditions for suppressing the generation of splash, dust, and slobbing are important.
  • Splash is the scattering of molten iron due to kinetic energy when the top-blown oxygen jet collides with the bath surface, and dust is generated by the exhaust gas flow of fine particles generated by rapid volume expansion accompanying CO gas generation by decarburization reaction. It is splashing.
  • top-blown oxygen supply rate primarily governed by the top-blown oxygen supply rate, but pressurization reduces kinetic energy and reduces the volume expansion associated with the generation of C ⁇ gas, thereby suppressing the generation of dust and splash. Therefore, in order to reduce the generation amount of these, not only the pressure but also the relationship between the top blowing oxygen supply rate and the pressure should be controlled appropriately. Need to be In addition, in slobbing, the supply rate of top-blown oxygen becomes excessive, and unusually (T.Fe) abnormally high slag is locally generated, which is entrained in the molten iron with a high carbon concentration. This is a phenomenon that occurs because CO gas is explosively generated due to the decarburization reaction.
  • the pressurization Since the volume of CO gas generated by pressurization is small, the pressurization also has an advantageous effect on slobbing, but basically, the balance between the supply rate of top-blown oxygen and the stirring power due to bottom-blowing is lost, The first cause is the generation of abnormally high (T'Fe) slag in a non-equilibrium manner. Therefore, in order to suppress the occurrence of slobbing, it is necessary to appropriately control not only the pressure but also the relationship between the top blowing oxygen supply speed, the flow rate of the bottom blowing gas for stirring, and the pressure.
  • phase I oxygen used for other than decarburization is consumed in the so-called secondary combustion, which oxidizes C ⁇ gas generated by decarburization to C ⁇ 2 in the furnace space. This secondary combustion must be suppressed because it raises the temperature of the exhaust gas and causes considerable wear on refractories.
  • the bubbles 13 blown into the bath of molten iron 11 gradually expand as they ascend, and the diameter of each bubble increases as the bubbles expand, so that the bubbles expand without merging with adjacent bubbles.
  • the ascending area 12 needs to be expanded horizontally (Fig. 1).
  • the bubble diameter is further increased and the ascent rate is accelerated, and the bubble rising area 12 does not spread, but the bubble diameter increases further and explosively reaches the surface.
  • the bubble rising area 1 2 can be expanded, the floating speed is slow because the bubble diameter is maintained at a stable bubble diameter that is balanced with the static pressure without merging with adjacent bubbles.
  • the air bubbles 13 come up slowly. Whether the bubbles coalesce or the bubble rising region expands horizontally depends on the relationship between the buoyancy energy and the surface tension energy.
  • the present inventors obtained a change curve of the bubble diameter as shown in FIG. 2 by a basic experiment. That is, one of the critical conditions or bubble rising region bubbles coalesce spreads horizontally, greatly affected by the surface near the static pressure, increasing the pressure inside the furnace than 1 kg / cm 2, near the surface It was found that the explosive increase in bubble diameter disappeared. Thus, the explosive increase in bubble diameter near the surface greatly contributes to the agitation of the molten steel surface, and has a large effect on the non-equilibrium (T'F e) abnormally high slag generation that induces the aforementioned slobbing. give. This explosive increase in bubble size near the surface is difficult to predict from E, BOC calculations, and is controlled by the F 1 ZP 1 and Q 1 ZP 1 controls shown in the present invention. It became possible only after that.
  • the behavior of the jet under pressure is that the gas density around the jet is large, so that the supersonic core is short and the jet is widened, so the surrounding C ⁇ gas is wound around the oxygen jet.
  • the penetration increases.
  • FIG. 4 schematically shows an embodiment of the present invention.
  • 1 is a converter steel shell
  • 2 is a refractory lining
  • 3 is a tuyere
  • 4 is molten iron
  • 5 is an oxygen jet
  • 6 is a top blow lance
  • 7 is a fastening device
  • 8 is an exhaust gas introduction.
  • L is the depth of the molten iron cavity.
  • the reason why the present invention is defined as the operation in the top-bottom blown converter is that the bottom-blowing converter cannot freely control the bottom-blowing agitating force, and the bottom-blowing converter requires the oxygen supply speed and bottom-blowing. This is because the stirring power is generally proportional and cannot be controlled independently.
  • oxygen and LPG are used as the bottom-blown gas
  • inert gas, carbon dioxide, and carbon monoxide are used as oxygen and LPG.
  • the blowing method is a single pipe, slit pipe, double pipe, Includes tuyere bricks using one or many triple pipes, and porous bricks.
  • the pressure inside the furnace was set to be higher than the atmospheric pressure over the entire or partial period during the blowing.
  • the furnace pressure is preferably 1.2 kg / cm 2 or more in order to obtain the effect of improving productivity by pressurization. If the pressure is too high, the As a result, the slag easily penetrates into the refractory pores and the life of the refractory decreases, so that the content is preferably 5 kg / cm 2 or less.
  • Claims 2 and 3 define the operating conditions of Phase I in the same manner as Claim 1. As the regulation of Phase I, the carbon concentration in the steel bath; C was set to a range higher than 0.5 ° / 0 .
  • the concentration of carbon that transitions from stage I to stage V varies in the range of 0.2 to 0.5% depending on the bottom blowing agitation and top blowing oxygen supply rate, but if it is 0.5% or more, the decarburization rate will increase. Limited by oxygen supply rate Enter I period.
  • CB is the critical carbon concentration at which the decarburization reaction shifts from the oxygen supply-limiting (phase I) to the carbon transfer-limiting (phase ⁇ ).
  • the present inventors have constructed a new empirical formula describing CB under pressure. In other words, it is arranged as a linear multiple regression equation based on the furnace pressure P, the top blowing oxygen supply rate F, and the bottom blowing gas flow rate Q.
  • the coefficient related to Q is large, indicating that the effect of bottom blowing under pressure on decarburization characteristics is extremely large under atmospheric pressure, as described above.
  • controlling F 1 / P 1 in the range of 1.1 to 4.8 and Q 1 / P 1 in the range of 0.05 to 0.35 is intended to improve the productivity in the I period. It specifies conditions for suppressing the generation of dust, splash, and slobbing and maintaining a high yield of molten steel.
  • the generation of dust-splash is governed by the pressure and the top blowing oxygen supply rate, and can be suppressed by setting F 1ZP 1 to 4.8 or less, and a high molten steel yield can be obtained.
  • 1 /? 1 is smaller than 1.1, dust and splash are less generated, but the decarburization rate is low and the productivity is low and not practical.
  • F 1 / P 1 specifies the supply rate of oxygen. If it is larger than 4.8, an abnormally high (T, Fe) slag is generated in a non-equilibrium manner, no matter how much the stirring is increased. This is unavoidable and slobbing occurs frequently.
  • the present inventors have clarified the effect of pressure on the relationship between agitation and slopping, and have enabled high-speed decarburization operation in a pressurized converter.
  • Controlling the ratio (L / D) of the cavity depth L formed on the steel bath surface to the bath diameter D by the top-blown oxygen in claim 3 (L / D) to 0.08 to 0.30 also reduces the productivity in period I. It specifies conditions for suppressing the generation of dust, splash, and slobbing while improving the secondary combustion rate and increasing the yield of molten steel. In other words, if (L / D) is less than 0.08, the strength of the top-blown oxygen jet is too low, causing refractory erosion due to an increase in the secondary combustion rate as shown in Fig.
  • phase III the purpose is to suppress peroxidation while maintaining high productivity, and it is important to control the pressure, oxygen supply rate, and stirring power according to changes in carbon concentration.
  • the decarburization rate (K;% C / min) in this region is expressed by the following equation.
  • C carbon concentration
  • t time
  • A reaction area
  • k mass transfer coefficient of carbon
  • V the volume of molten iron
  • C Represents the equilibrium carbon concentration.
  • K increase A, k and C. If the oxygen is blown up at a rate that matches the decarburization rate specified by K, the decarburization will proceed in principle without causing any oxidation of the molten iron or absorption of oxygen into the molten steel be able to.
  • the bottom blowing agitation force according to the carbon concentration in order to increase the carbon movement speed, the securing of the oxygen supply speed commensurate with the agitation force, and the efficient decarburization reaction It is necessary to secure the upper blowing point (high-temperature area formed by the upper blowing oxygen colliding with the bath surface) in order to proceed to the next stage.
  • bottom-blowing agitation increases the movement speed of carbon through the formation of a macroscopic circulating flow in the bath, and the reaction by the formation of slag and metal emulsion by floating of the bottom-blown bubbles to the top-blown fire region.
  • the upper blowing point causes a decrease in the equilibrium carbon concentration due to the formation of a high-temperature condition, and an increase in the reaction interface area due to the formation of a slag and a metal emulsion by the upper blowing jet.
  • the amount of volume increase near the surface of the bottom-blown gas decreases and the jet energy of the top-blown oxygen increases, resulting in lower bottom-blown stirring power and lower emulsion formation. Therefore, after quantitatively grasping these as effects on the reaction rate, the bottom-blowing agitation power, the jet energy of the top-blown oxygen, the oxygen supply speed, and the furnace pressure are appropriately controlled in relation to the carbon concentration. There is a need to.
  • the top-blown oxygen supply rate and the bottom-blown gas flow rate are as described in claim 4.
  • the reason why the present invention is defined as the operation in the top-bottom blown converter is as follows. This is because the bottom-blowing stirring power cannot be controlled freely, and in a bottom-blowing converter, the oxygen supply rate and the bottom-blowing stirring power are generally proportional and cannot be controlled independently.
  • oxygen and LPG are used as the bottom-blown gas
  • inert gas, carbon dioxide, and carbon monoxide are used as oxygen and LPG.
  • two or more types are used in combination, including the case where one or more types of inert gas, carbon dioxide, and carbon monoxide are used, and the blowing method is a single pipe, slit pipe, or 2 pipes.
  • the pressure inside the furnace was set to be higher than the atmospheric pressure over the entire or partial period during the blowing.
  • the furnace pressure is preferably at least 1.2 kg / cm 2 in order to obtain the effect of productivity improvement by pressurization. If the pressure is too high, the As a result, the slag infiltrates into the refractory pores and shortens the life of the refractory, so it is desirable that the slag be 5 kg / cm 2 or less.
  • the pressure is restored from the pressurized state in accordance with the decrease in carbon concentration, and at the time of the blow stop or in the carbon concentration region close to the blow stop, the atmospheric pressure or exhaust gas is sucked to 0.9 kg /.
  • It is defined as a pressurized converter including operation under reduced pressure of 2 cm2 or more, including the step of reducing the pressure continuously or in steps.
  • Claims 5 to 8 define the long-term operating conditions at the same time as claim 4.
  • C was set to an area lower than 1%.
  • the carbon concentration that transitions from stage I to stage II varies within the range of 0.2 to 0.5%.
  • blowing after stage I It is not enough to just set the conditions properly, and it is necessary to select appropriate blowing conditions from a higher carbon concentration range.
  • the present inventors have found that the critical carbon concentration is 1% based on detailed experiments.
  • C is defined as a region lower than CB X 0.6 to CB X 1.8 using CB of the formula (10).
  • CB is the critical carbon concentration at which the decarburization reaction shifts from the oxygen supply rate-determining (phase I) to the carbon transfer rate-limiting (phase ⁇ ⁇ ). It is a new empirical formula to be described.
  • Claim 5 specifies the control of the furnace pressure ⁇ 2 according to the change of the carbon concentration C. As shown in FIG. 7, ⁇ 2 is defined by the equation (5) and ⁇ ⁇ and (6). Consists of controlling to be within the range of PB defined by the equation
  • Equations (5) and (6) were obtained as a result of examining the quantitative optimal pressure change pattern from the relationship between the two.
  • the decarburization reaction by top-blown oxygen is a reaction between F e O generated at the flash point and carbon in the steel bath, and the F e O generated at the flash point is independent of the carbon concentration and pressure. Since it is always pure FeO, the reaction rate is determined only by the carbon concentration. Therefore, when the carbon content is high, the reaction speed is high, so that the nucleation rate of the CO bubbles cannot be followed, and large CO bubbles are generated, and the splash of the bubbles due to the burst of the bubbles is large. Therefore, to control the splash, it is necessary to set the pressure to a high pressure when the carbon concentration is high. Conversely, when the pressure is increased in a state where the carbon concentration is low, splash is small, but C is the equilibrium carbon concentration.
  • the decarburization rate decreases. In other words, if the pressure is larger than PA, it means that the pressure recovery timing is too late. The decarburization rate decreases due to the increase in the amount of oxygen, and excess oxygen oxidizes the molten iron or dissolves in the molten steel, causing an increase in (T'Fe) of slag and the oxygen concentration of the molten steel. If the pressure is smaller than PB, it means that the pressure recovery timing is too early, and the pressure is restored in the period I or close to the period I, causing a severe splash. If the pressure is restored while the carbon concentration is high, the carbon concentration in the molten steel is high. (T.
  • a higher oxygen supply rate is more suitable for increasing productivity, but is defined by the reaction interface area A determined by the bottom blowing agitation power, the jet energy of the top blowing oxygen, and the mass transfer coefficient k of carbon. If it is supplied in excess of the decarburization rate, the degree of peroxidation will increase and the (T ⁇ Fe) of the slag and the oxygen concentration of the molten steel will increase. According to a detailed experiment by the inventor, assuming that the pressure control described in claim 5 is assumed, it is necessary to control
  • Claim 7 stipulates, in addition to the control of the furnace pressure P 2 according to the transition of the carbon concentration C specified in claim 5, the control of the bottom blown gas flow Q 2 according to the transition of the carbon concentration C. And C is l. In contrast to the bottom blown gas flow rate Q1 in the region higher than / o, Q2 in the region of 1% or less is controlled so that ⁇ in Eq. (8) is in the range of -2-1. .
  • Claim 8 states that the most effective scouring is possible in the correlation of the three factors of the furnace pressure ⁇ 2, the top blowing oxygen supply rate F2, and the bottom blowing gas flow rate Q2 according to the change in the carbon concentration C.
  • the control is performed so that ⁇ in equation (9) is in the range of 5 to 25.
  • Equation (9) takes into account this elementary process, where the numerator (F 2 XP 2) 1/2 is the oxidation index considering pressure, and the denominator (Q 2 1/2 XC) is the carbon concentration Represents a reduction index that considers
  • the fact that pressure is applied to the oxidation index has been clarified for the first time by the present inventors, and has the following meaning.
  • the oxygen potential increases in proportion to the pressure because the partial pressure of the oxygen gas at the reaction interface increases even at the same oxygen supply rate. This indicates that even if the inside of the furnace was pressurized with a gas other than oxygen, the partial pressure of the oxygen gas that reached the reaction interface itself was also increasing, a phenomenon that was not even considered until now. Operation of the pressurized converter becomes possible only with the introduction of this indicator.
  • the ratio (L / D) of the depth L of the cavity formed on the surface of the steel bath to the bath diameter D by the above-blown oxygen is controlled to 0.15 to 0.35. It stipulates the conditions for suppressing peroxidation after improving the performance. Cavity—depth is one of the indicators of the energy of the jet of top-blown oxygen, but the top-blown oxygen jet creates a hot spot and imparts a strong downward energy to the steel bath surface. It has two effects, forming an intense emulsion.
  • the FeO generated at the flash point is suspended deep in the steel bath, it is subjected to a large static pressure, so that the reduction reaction does not proceed easily and the decarburization reaction rate is rather reduced.
  • - Behavior of the jet under pressure Is characterized by the fact that the gas density around the jet is large, so that the supersonic speed is short, and the resistance of the gas around the jet is large, so the spread of the jet is extremely large. Therefore, the shape of the cavity formed by the top-blowing jet under pressure changes so large as to be unpredictable from changes due to the vertical movement of the lance under atmospheric pressure, and as shown in the present invention, accurate values are obtained. Efficient scouring is only possible after controlling it.
  • Eq. (10) describes the critical carbon concentration at which the decarburization reaction shifts from the oxygen supply-limiting (phase I) to the carbon transfer-limiting (phase ⁇ ). This is because there is. In other words, if one or more of P, F and Q are controlled so that the carbon concentration in the steel is always CB, the peroxidation of the molten steel can be prevented without entering the period and the maximum desorption can be achieved. This is because the productivity is high because the coal speed can be obtained. If this control is performed in an area higher than CB X1.8, the decarburization time is reduced by lowering the pressure and the acid feed rate and increasing the bottom blow agitation to perform unnecessary peroxidation prevention scouring.
  • the test was conducted in a 5 ton scale test converter.
  • Upper blowing lance has a throat diameter of 5 to 2
  • a Laval nozzle lance with 3 to 6 holes changed to 0 mm was used.
  • two inner tube tuyeres with oxygen in the inner tube and LPG in the outer tube were installed at the bottom of the furnace.
  • the exhaust gas was passed through a water-cooled hood that was fastened to the converter furnace opening, and was guided to the dust collection system in an unburned state, and the pressure inside the furnace was adjusted by a pressure control valve provided on the way.
  • nitrogen gas was introduced to forcibly pressurize, but most of the blowing acid was self-pressurized by CO and CO 2 generated.
  • the temperature was measured by a sublance, and the carbon concentration was estimated from the intermediate sampling by the sublance, the amount of exhaust gas, and the composition of the exhaust gas.
  • the condition of slobbing and spitting is judged based on the images from the monitoring camera inside the furnace.
  • the amount of dust generated is evaluated by weighing the total amount of dust collected by the dust collector, and the amount of dust generated per molten steel (kg / t ) Was divided by the decarburization amount ( ⁇ [% C]) to evaluate the value (kg / t / ⁇ [% C]).
  • Hot metal was smelted in a blast furnace and subjected to hot metal pretreatment.C was about 4.3%, Si was about 0.12%, Mn was about 0.25%, P was about 0.02%, S However, about 5 tons of about 0.015% were used, and the temperature before charging the converter was about 1300 ° C.
  • the blow-off carbon concentration was about 0.6%, and the temperature was about 1580C.
  • the blow-off carbon concentration was 0.05. /.
  • Temperature and temperature was about 1650 ° C-(Example 1)
  • Example 1 corresponding to inner pressure (P 1) is varied in the range of 1. 5 ⁇ 2. 5 kg / cm 2 , the top-blown oxygen feed rate (F 1) 4. 5 to 7 . 5 Nm 3 / ton / min , and Soko ⁇ -out gas flow rate (Q 1) 0. 3 ⁇ 0. 5Nm 3 / ton / by changing the min, F 1 / P 1 to 3, Q 1 / P 1 was controlled to 0.2.
  • the ratio of cavity depth to bath diameter (L / D) was 0.12 to 0.24.
  • the amount of dust generated is as small as 2.2 kg / t / ⁇ [% C], and the decarbonation efficiency is 93%.
  • the secondary combustion rate is 5. /. It was.
  • Example 2 corresponding to inner pressure (P 1) is varied in the range of 1. 1 ⁇ 3 ⁇ 2 kg / cm 2 , the top-blown oxygen feed rate (F 1) 3. 5 ⁇ 9 . 5 Nm 3 / ton / min , and Soko ⁇ -out gas flow rate (Q 1) to 0. 2 ⁇ 0. 8Nm 3 / ton / by changing the min, F 1 / PI was controlled at 3.5 Q 1 / P 1 at 0.27. By adjusting the lance height, nozzle diameter and number of nozzles, the ratio of cavity depth to bath diameter (LZD) was 0.190.26.
  • Table 1 shows the conditions and results of the examples and comparative examples.
  • Example 4 the pressure, the carbon concentration, the oxygen supply rate, and the flow rate of the bottom blown gas were controlled according to the relationships shown in Bc and 8 in FIGS. 7 to 9, and both ⁇ and 720 LZD were 0.20 It is in the proper range of 30.
  • (T.Fe) The converter blow with a low element concentration and high yield was performed in a short time of only 6.1 minutes, and no slopping occurred.

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Description

明細書
加圧転炉製鋼法 技術分野
本技術は高い生産性、 高い歩留まり、 低い過酸化度で溶鋼を吹鍊することがで きる転炉製鋼法に関する。 · .; 背景技術
転炉精鍊において高い生産性と高い歩留まりで、 かつ、 過酸化度が低い溶鋼を 吹鍊することは究極の目的である。 転炉精鍊における脱炭挙動は、 溶鉄中の炭素 濃度が高い領域で脱炭速度が酸素供給速度で律速される I期と、 溶鉄中の炭素濃 度が低い領域で脱炭速度が溶鉄中炭素の物質移動速度で律速される π期とに分け られる。
生産性を向上させるには精鍊時間の大部分を占める I期の脱炭速度を上げる必 要があり、 そのためには原理的には酸素供給速度を高める必要がある。 しかし、 通常の上底吹き転炉の酸素供給速度は 4 (Nm3/ton/min) 程度が上限であり、 こ れ以上に酸素供給速度を上げた場合には、 激しいスプラッシュの発生、 ダスト発 生量の増大、 スロッビングの発生により、 溶鋼歩留の低下や、 炉ロ地金付着の増 大、 炉下滓の増大等により地金取りゃ炉下清掃といった非吹鍊時間が増加し、 か えって生産性を低下させるという問題がある。
I期の酸素供給速度を増大させることやダストの発生を抑制することを目的と して、 転炉を加圧する技術が知られている。 しかし、 いずれの技術も以下に示す ように充分な操業条件を与えるものではない。
溶鋼歩留まりを向上させるには、 I期でのダストゃスプラッシュの発生を低 下させることに加えて、 Π期である低炭素域での溶鋼の過酸化によるスラグへの 鉄酸化ロスを抑制する必要がある。 溶鋼が過酸化となった場合には、 スラグの (T · F e ) が増大するとともに溶鋼中の酸素濃度も増加するため、 脱酸材が多 量に必要となり、 多量に生じる脱酸生成物により溶鋼の清浄性が著しく低下する という問題も併せて生じる。 Π期の過酸化を抑制するには、 原理的には酸素供給速度を低下させることと撹 拌カを増大させることが考えられる。 しかし、 酸素供給速度の低下は精鍊時間の 延長を招くために生産性の向上と両立できないという問題がある。 また、 底吹き 撹拌力の増大は、 撹拌ガスコストの増大を招き、 I期の撹拌力は低く抑制し Π期 のみを増大することで撹拌ガスコス トの増大は抑制できるものの、 同一の羽口で 大幅に底吹きガス流量を変化させる技術はないため底吹き羽ロ煉瓦の溶損速度が 増加するという問題を生じる。
これに対して、 酸素供給速度を増大させることやダス トの発生を抑制すること を目的として、 転炉炉内を加圧する技術が知られている- しカゝし、 いずれの技術 も以下に示すように充分な操業条件を与えるものではない。
日本特許公告昭 4 3 - 9 9 8 2号公報には、 上吹き転炉中に鉄装入物とスラグ 形成成分とを入れ、 上記転炉中に位置したランスから酸素を導入したこの酸素を 下方に向かって上記鉄装入物の表面上に流しかく して精鍊反応を起こし鉄から炭 素を除去し反応器ガスを生ぜしめ、 この反応器ガスを前記転炉からガス補集装置 中に流し、 前記ガスの流速を制御するための圧力調整手段を設け、 前記ガスの実 質的に全部を前記圧力調整手段を通過せしめべく前記鉄装入物と前記圧力調整手 段との間に密関係を保持することにより成り、 しかも前記圧力調整手段は前記装 入物を流入酸素によって精鍊せしめる時前記炉内に少なくとも 1気圧の圧力を与 えるようにされていることを特徴とする鉄の精鍊方法が開示されている。
本公報は炭酸ガス生成比 (2次燃焼率) が高くなることと、 排ガスの質量流速 が低下するためダストが少なくなることを特徴としている。 しカゝし、 この場合に も 2次燃焼率やダスト発生量に大きな影響を与える酸素供給速度や上吹き酸素ジ エツトの浴面衝突エネルギーと圧力の関係に関する定量的な規定が全くなされて なく、 さらに、 上底吹き転炉精練とは基本条件が大きく異なっているため、 該発 明のみで加圧転炉の操業をすることは不可能である。
日本特許公開平 2— 2 0 5 6 1 6号公報には、 溶鉄および必要によりスクラッ プを原料として溶鋼にまで精鍊する転炉製鋼法において、 転炉内を 0 . 5 kg^cm 2以上に加圧し、さらに転炉内への溶銑およびスクラップの総装入量 W ( t Z c h ) と、 転炉鉄皮内容積 V (m3) との関係を、 W> 0 . 8 V 又は 0 . 8 V W 0 . 5 V とし、 かつ炉内への送酸速度 U (Nm3/min - t) を U 3 . 7 とすることを特徴とする高能率転炉製鋼法が開示されている。 この公報は、 加圧 によりスロッピングゃスビッテイングの発生を抑制し高い歩留まりが得られたと 記載されている。
しかし酸素供給条件や撹拌力と加圧条件の関係においてスロッビングやスピッ ティングの発生抑制条件が論じられていないため、 該発明のみで加圧転 の操業 を実施することは不可能である。 特に、 上底吹き転炉のような撹拌力の強い場合 には常圧であっても該発明の比較例の条件ではスロッビングはほとんど発生せ ず、 基本条件が大きく異なっており、 該発明から上底吹き転炉での加圧操業条件 を得ることは困難である。
また、 過酸化抑制、 歩留まり向上という意味で最も重要である π期の低炭素濃 度条件での操業方法については記載されていない。
日本特許公開昭 6 2 - 1 4 2 7 1 2号公報には、転炉又は溶融還元炉において、 炉内圧力を大気圧より高圧特に圧力を 2〜5 kg/cm2に設定し、二次燃焼ガスの線 速度を低下させることを特徴とする転炉又は溶融還元炉における製鋼 ·製鉄方法 が開示されている。
本公報は、 スラグ内で 2次燃焼ガスの上昇流速を加圧によって低下させ、 ガス とスラグとの熱交換時間を長くしてスラグを介した着熱効率を向上させるもので ある。 該発明では炉内圧を 2〜5 kg/cm2に加圧するとされているが、 当該発明の 原理によれば着熱効率を支配するガスとスラグとの熱交換時間に対して影響を及 ぼすスラグ量、 2次燃焼ガスの発生量、 酸素供給速度、 ランス高さ、 キヤビティ 深さ等に関する規定が全くなされてなく、 該発明のみで加圧転炉の操業を実施す ることは不可能である。 特に、 該発明の実施例は上吹き転炉であり、 撹拌力が強 いためスラグフォーミングがしにくい上底吹き転炉の場合や、 スラグ量が少ない 溶銑予備処理溶銑の吹練の場合には、該発明とは基本条件が大きく異なっており、 該発明から上底吹き転炉での加圧操業条件を得ることは困難である。
日本特許公開平 2— 2 9 8 2 0 9号公報には、 種湯の存在する溶解専用転炉に 含鉄冷材、 炭材、 酸素を供給して、 溶解専用転炉での所要種湯量と別の精鍊専用 転炉での所要精練量の合計量の高炭素溶鉄を得、 この高炭素溶鉄を原料として精 鍊専用転炉で酸素吹鍊することにより所要成分の溶鋼を得る転炉製鋼法におい て、 溶解専用転炉内の圧力を次式に従いコン トロールすることにより、 溶解専用 転炉でのダスト発生量を大幅に減少させることを特徴とする加圧型含鉄冷材溶解 転炉製鋼法が開示されている。
P≥ 1. 1 5 + 0. 3 { [%C] - 25}
2 5≤ [%C] ≤ 5 . .
記号 P :溶解専用転炉内圧力 (a t m)
[%C] :溶解専用転炉内溶鉄 C含有量 (重量。/。) 。
本公報は、 加圧による上吹き酸素ジ ッ トが浴面に衝突する時のエネルギーが 低下することと発生する COガス容積が低下することを利用したものであり、 高 炭素溶鉄の場合ほど c oが発生しゃすいため圧力を高く設定している。 しかし、 上式の適用は Cが 2. 5〜5%であるため脱炭を目的とした転炉精練には適用で きない。 また、 ダストの発生速度は単に圧力だけではなく酸素供給速度にも大き く依存し、 また、 酸素供給速度は含鉄冷材溶解用転炉の生産性を支配する重要な 要因であるが、 当該発明では酸素供給速度や上吹き酸素ジェッ トの浴面衝突エネ ルギ一と圧力の関係に関する定量的な規定が全くなされてなく、 さらに、 脱炭を 目的とした転炉精練とは基本条件が大きく異なっているため、 該発明のみで加圧 転炉の操業を実施することは不可能である。
さらに、 いずれの公知例においても、 過酸化抑制、 歩留まり向上という意味で 最も重要である Π期の低炭素領域での操業方法については全く開示がない。 特に Π期の場合には、 上吹き酸素供給速度、 底吹きによる撹拌力等の条件と炉内圧と を適正に制御しない限り、 生産性を向上した上で、 過酸化を抑制し歩留まりを向 上させることは不可能である。
ところで、 従来は底吹きによる撹拌エネルギーとして (1 ) 式で定義される f が用いられ (鉄と鋼、 第 6 7卷、 1 98 1年、 6 7 2ページ以降) 、 ( 2 ) 式で 求められる均一混合時間てを介した BOC値と、 転炉の脱炭特性との関係が知ら れている (鉄と鋼、 第 68卷、 1 982年、 1 94 6ページ以降) 。
ε =(371AVm) · Q · T · {log(l+(9.8 · ρ · Η/Ρ) · (10'4))} …… ( 1 ) τ =540 · (HZ0.125)2,3 · ρ 1/3 · ε …… (2) B OC= { ¥ / ( 1 / τ ) } X [%C] …… (3) ここで、 Qは底吹きガス流量 (Nm3/ton/min) 、 Tは溶鋼温度 (K) 、 pは溶 鋼密度 (g/cm3) 、 Hは浴深 (c m) 、 Pは炉内圧力 (kg/cm2) 、 Fは上吹き酸 素供給速度 (F : Nm3/ton/min) 、 [%C] は炭素濃度、 Wmは溶鋼量 (ton) を示す。
この関係においては、 例えば浴深が 1〜2mの転炉の場合には、 炉内!^力を 1 kg/cm2から 3 kg/cm2に上昇させたとしても、 εや B O Cに対する影響は大きくな く、 冶金特性には大きな影響は無いと推定された。
一方、 上吹きガスによるキヤビティー深さを計算するには (4) 式が用いられ ていた (瀬川清: 「鉄冶金反応工学」 、 昭和 5 2年、 日刊工業新聞社刊) が、 こ こには炉内圧力の影響は入っていなレ、。
L' = Lh - exp(-0.78h/Lh)
Lh=63.0 (F ' /n d) 2/3 …… (4) ここで、 L' は (4) 式で計算されるキヤビティー深さ (mm) 、 hはランス と鋼浴面間距離 (mm) 、 F' は上吹き酸素供給速度 (Nm3/Hr) 、 nはノズル 数、 dはノズル直径 (mm) である。
また、 2次燃焼に対しては (4) 式により得らる L' との関係や、 ランス先端 から浴表面までの距離 Xと超音速コアの長さ Hc、及び、 ノズル直径 dの比である (X— Hc) Zdとの関係が提唱されている (鉄と鋼、 第 7 3巻、 1 9 8 7年、 1 1 1 7ページ以降) 。 特に、 後者においては、 噴流外周部の流速の遅い領域で、 雰囲気の C Oが酸素噴流に巻き込まれて C O 2へと 2次燃焼されるという考えが 示されている- しかし、 炉内圧力での変化は記載されていない。
キヤビティー深さに対する炉内圧力の影響としては、 減圧状態での挙動が報告 されている (鉄と鋼、 第 6 3卷、 1 9 7 7年、 9 0 9ページ以降) 。 これによれ ば、 圧力を減圧にすることで急激にキヤビティーが深くなることが示されている 力 大気圧以下での結果であり、 加圧状態での挙動については全く触れられてい ない。 あえて、 減圧下での結果を加圧へと外揷すると、 キヤビティー深さは極め て小さくなる:: 発明の開示
本発明は、 通常の大気圧での転炉精練で酸素供給速度を上げた場合の、 スプラ ッシュやダスト発生量の増大、 スロッビングの発生により溶鋼歩留の低下や非吹 鍊時間の増加するという問題や、 ョ本特許公開平 2— 205616号公報、 日本 特許公開平 2— 298209号公報、日本特許公開昭 62— 14271 2号公報、 日本特許公告昭 43 - 9982号公報に開示されている加圧転炉技術における、 基本的条件の異なる上底吹き転炉での加圧操業条件に関する開示や、過酸化抑制、 歩留まり向上という意味で最も重要である Π期の低炭素領域での操業方法につい ての開示がなく、 加圧転炉の操業を実施するのは不可能であるという問題点を解 決し、 高い生産性と高い歩留まりで、 かつ、 過酸化度が低い溶鋼を吹鍊すること ができる転炉精鍊方法を提供することを目的とする。
本発明者らは、 上底吹き転炉の炉内を加圧して脱炭操業する場合には、 炉内圧 力、 炭素濃度の変化に応じて、 上吹き酸素供給速度と底吹きガス流量とを調整制 御する必要があることを見いだした。 本発明の要旨は、 以下の各方法にある。
(1) 上底吹き転炉において、 炉内圧力 (P 1 : kg/cm2) を大気圧よりも高圧に 設定するとともに、 上吹き酸素供給速度 (F 1 : Nm3/ton/min) と底吹きガス流 量 (Q 1 : Nm3/ton/min) を炉内圧力; P 1の変化に応じて調整することを特徴 とする加圧転炉製鋼法。
(2) 上底吹き転炉において、 鋼浴中炭素濃度が 0. 5%よりも高い領域で、 炉 内圧力 (P 1 : kg/cm2) を大気圧よりも高圧に設定するとともに、 上吹き酸素供 給速度 (F 1 : Nm3/ton/min) と底吹きガス流量 (Q 1 : Nm3/ton/min) につい て、 F 1/P 1を 1. :!〜 4. 8、 Q 1ZP 1を 0. 05〜0. 35の範囲に制 御することを特徴とする加圧転炉製鋼法。
(3) (1) , (2) において、 上吹き酸素により鋼浴表面に形成されるキヤビ ティ一深さ (L) と浴径 (D) の比 (LZD) を 0. 08〜0. 3に制御するこ とを特徴とする加圧転炉製鋼法。
ここで、 炉内圧力は絶対圧 (大気圧 = 1 kg/cm2) である。
(4) 上底吹き転炉において、 炉内圧力 (P 2 : kg/cm2) を吹鍊中の全部又は一 部の期間に渡って大気圧よりも高圧に設定するとともに、上吹き酸素供給速度(F 2 : Nm3/ton/min) 及び底吹きガス流量 (Q 2 : Nm3/ton/min) 、 並びに炉内圧 力 P 2を鋼浴中炭素濃度 (C : w t %) に応じて変化させることを特徴とする加 圧転炉製鋼法。
(5) (4) において、 鋼浴中炭素濃度; Cが 1。/。以下の領域で炉内圧力 P 2 を (5) 式で規定される P Aと (6) 式で規定される P Bの間の範囲内になるよ うに制御することを特徴とする加圧転炉製鋼法。 · .;
P A= 0. 8 + 5 X C (5)
P B = 2 X C (6)
ここで、 数式上 PA、 P Bは 1以下にもなりうるが、 P 2は 0. 9kg/cm2以下 にはしない。
(6) (5) において、 Cが 1 %より高い領域での上吹き酸素供給速度 (F 1 :
Nm3/ton/min) と、 じが 1 %以下の領域での上吹き酸素供給速度; F 2との比で 表わされる (7) 式の |3が一 0. 2 5〜0. 5の範囲になるように制御すること を特徴とする加圧転炉製鋼法。
β F 2/F 1 ) — C (7)
ここで、 数式上 F 2は F 1よりも大きくなりうるが、 F 2は F 1以下とする。 また、 F 2はマイナスにもなりうるが、 0. 5Nm3/ton/min以下にはしない。
(7) (5) において、 Cが 1 %より高い領域での底吹きガス流量 (Q 1 : Nm3 /ton/min) と、 Cが 1 %以下の領域での底吹きガス流量 Q 2との比で表わされる (8) 式の γがー 2〜1の範囲になるように制御することを特徴とする加圧転炉 製鋼法。
γ = (Q 2/Q 1 ) - 5 X ( 1一 C) (8)
(8) (4) において、 Cが 1〜0. 1 °/。の領域での炉内圧力; Ρ 2、 上吹き酸 素供給速度; F 2、 底吹きガス流量; Q 2を ( 9 ) 式の δ力 S 5〜 2 5の範囲にな るように制御することを特徴とするとする加圧転炉製鋼法。
δ = { (F 2 X P 2) /Q 2} 12 /C (9)
(9) (4) 〜 (8) において、 上吹き酸素により鋼浴表面に形成されるキヤビ ティ一深さ (L : m) と浴径 (D: m) の比 (LZD) を 0. 1 5〜0. 3 5に 制御することを特徴とする加圧転炉製鋼法。 (1 0) (2) 又は (3) の制御をする下限の鋼浴中炭素濃度が (1 0) 式の C Bを用いて CB X0.6〜CB X1.8の範囲内にあることを特徴とする加圧転炉製鋼 法。
C B =0.078 X P +0.058 X F - 1.3 X Q -0.00069 xWm +0.49 (1 0) 但し P :炉内圧力 (kg/cm2)
F :上吹き酸素供給速度 (Nm3/ton/min) . .
Q :底吹きガス流量 (Nm3/ton/min)
Wm:溶鋼量 (ton)
(1 1) (5) 〜 (9) の制御を開始する鋼浴中炭素濃度 Cが (1 0) 式の CB を用いて CB X0.6〜CB XI.8の範固内にあることを特徴とする加圧転炉製鋼 法。
( 1 2) (4) において、 鋼浴中炭素濃度; じが (1 0) 式の CBを用いて CB 0.6〜〇8 1.8の範囲内の領域に入った以降、 (1 0) 式の CBが CX0.6〜C X 1.8の範囲内になるように炉内圧力 P、上吹き酸素供給速度 F、底吹きガス流量 Qの制御をすることを特徴とする加圧転炉製鋼法。
吹鍊中の炭素濃度は、 上吹きと底吹きの全酸素原単位に基づき経験的に得られ た脱炭酸素効率による推定や、 中間サンプリングゃ排ガス分析からの間接的な推 定、 あるいは、 オンライン分析やオンサイ ト分析による連続又は半連続的な直接 分析値により得られる値である。
また、 キヤビティ一深さ Lは以下の式で計算される。
LG = HC/ (0.016 · L0-5) 一 L …… (1 1)
Hc= f (Po/Pop) · MOP · (4.2 + Ι.ΙΜορ2) · d
f (X)= — 2.709X4 + 17.71X 3— 40.99X 2+40.29X— 12.90
( 0. 7 <X< 2. 1 ) f (X)= 0.109X3— 1.432X2 + 6.632X - 6.35 (2. 1 <X< 2. 5)
X = P o/ P OP
L :溶鉄のキヤビティー深さ (mm)
LG : ランス先端と溶鉄静止湯面間の距離 (mm)
Po: ノズル絶対二次圧 (kgf/cm2) POP: ノズル適正膨張絶対二次圧 (kgf/cm2)
MOP:適正膨張時吐出マッハ数 (一)
d : ノズルスロート径 (mm) 。
ここで、ランスノズルの絶対二次圧 Poとはランスノズルのスロート前の淀み部 の絶対圧である。 また、 ランスノズルの適正膨張絶対二次圧 POPは以下の (1 2) 式で計算される。 . .
Figure imgf000011_0001
( P/Pop) .5/7 { 1 — ( P/ POP) 2/7 } ·1/2 …… (1 2) Se: ランスノズル出口部の面積 (mm2)
St: ランスノズルスロート部の面積 (mm2)
P : ランスノズル出口雰囲気絶対圧 (kgf/cm2)
POP: ランスノズル適正膨張絶対二次圧 (kgf/cm2)
ここで、 ( 1 1 ) 式中の適正膨張時吐出マッハ数 MOPは以下の (1 3 ) 式で計 算される。
[ 5 · { (Pop/P) 11 - 1 } ] 1/2 …… (1 3 ) MOP:適正膨張時吐出マッハ数 (一)
P : ランスノズル出口雰囲気絶対圧 (kgf/cm2)
POP: ランスノズル適正膨張絶対二次圧 (kgf/cm2)
また、 酸素ガス流量は以下の (1 4) 式より算出される。
F 02 = 0.581 · St · ε · Po …… ( 1 )
S ランスノズルスロート部の面積 (mm2)
Po: ランスノズル絶対二次圧 (kgf/cm2)
F02:酸素ガス流量 (Nm3/h)
ε :流量係数 (一) (通常は 0. 9〜 1. 0の範囲内) 。 図面の簡単な説明
【図 1】 浴中に吹き込まれた気泡の挙動を表す模式図,
【図 2】 浴中に吹き込まれた気泡の、 浴表面からの深さと気泡径との関係に対 する炉内圧の影響を示す実験結果 (水モデル) の図。
【図 3】 加圧下でのキヤビティ一深さの実測値と計算値の比較を示す実験結果 (水モデル) の図。
【図 4】 本発明の実施態様を示す模式図。 排ガス導入用煙道 8は集塵機、 ガス 冷却装置を介して圧力調整装置に連結する。
【図 5】 スロッビング発生頻度と F 1/P 1、 Q 1 /P 1の関係を示す実験結 果の図。
【図 6】 スロッビング発生頻度と L/Dとの関係を示す実験結果の図。 . - 【図 7】 炭素濃度 C、 炉内圧力 P 2と吹き止め時の (T * F e) との関係を示 す実験結果の図。
【図 8】 酸素供給速度 F 2と炭素濃度 Cで規定されるパラメ一タ βと吹き止め 時の (Τ ·. F e) との関係を示す実験結果の図。
【図 9】 底吹きガス流量 Q 2と炭素濃度 Cで規定されるパラメータ γと吹き止 め時の (Τ · F e) との関係を示す実験結果の図。
【図 10】 炉內圧力 P 2、 酸素供給速度 F 2、 底吹きガス流量 Q 2、 炭素濃度 Cで規定されるパラメータ δと吹き止め時の (Τ · F e) との関係を示す実験結 果の図。 発明を実施するための最良の形態
以下、 本発明 (1) 〜 (3) 、 (10) を詳細に説明する c
上底吹き転炉における加圧条件は I期と Π期とで基本的に異なるものである。
I期においては、 生産性を向上させるために酸素供給速度を増大することが目 的であり、 それに伴う、 スプラッシュやダスト、 スロッビングの発生を抑制する ための条件が重要となる。 スプラッシュは上吹き酸素ジエツトが浴面に衝突した 際の運動エネルギーによる溶鉄の飛散であり、 ダストは脱炭反応による COガス 発生に伴う急激な体積膨張により生成した微細粒子の排ガス流に乗っての飛散で ある。
これらの発生は上吹き酸素供給速度に第一には支配されるが、 加圧により運動 エネルギーが低下し C〇ガス発生に伴う体積膨張量が減るためダストゃスブラッ シュの発生が抑制される。 従って、 それらの発生量を低减させるには、 圧力のみ ではなく、 上吹き酸素供給速度と圧力の関係において、 この両者を適正に制御す る必要がある。 また、 スロッビングは上吹き酸素の供給速度が過剰となり、 非平 衡的に (T . F e ) の異常に高いスラグが局所的に生成し、 それが炭素濃度の高 レ、溶鉄中に巻き込まれることで爆発的に脱炭反応に伴う C Oガスが発生するため に起こる現象である。
加圧により発生する C Oガスの体積は减少するためスロッビングに対しても加 圧は有利に作用するものの、 基本的には、 上吹き酸素の供給速度と底吹きによる 撹拌力とのバランスが崩れ、 非平衡的に (T ' F e ) の異常に高いスラグが生成 することが第一の原因である。 従って、 スロッビングの発生を抑制するには、 圧 力のみではなく、 上吹き酸素供給速度、 撹拌用の底吹きガス流量と圧力の関係に おいて、 この 3者を適正に制御する必要がある。
さらに、 I期の生産性を上げる、 つまり脱炭速度を大きく した高速脱炭を実行 するには、 上吹きされた酸素ガスが脱炭反応に利用される効率である脱炭酸素効 率を高くする必要がある。 I期の場合、 脱炭以外に利用される酸素は、 脱炭によ り発生した C〇ガスを炉内空間で C〇 2にまで酸化させる、 いわゆる 2次燃焼に 消費される。 この 2次燃焼は排ガス温度を上げて耐火物に多大なる損耗を与える ため抑制する必要がある。
2次燃焼は上吹きされた酸素ジェット噴流の外周部から散逸した酸素が炉内空 間で C Oガスと反応する機構で起こるため、 酸素ジヱットの噴流強度が重要で、 加圧により上吹き酸素のエネルギー減衰が増大し、 浴面到達エネルギーが低下す るが、 それに加えて、 上吹き酸素供給速度と上吹きランスノズル形状、 酸素背圧 が支配因子となる。 したがって、 上吹き酸素供給速度、 浴面衝突エネルギー、 ラ ンスノズル形状、 酸素背圧を圧力の変化に応じて調節することが必須となる。 つまり、 I期の生産性を向上させた上でダスト、 スプラッシュ、 スロッビング の発生を抑制し溶鋼歩留まりを高く維持し、 2次燃焼率を低く抑制するには、 請 求項 1に記載したように、 上吹き酸素供給速度と底吹きガス流量を炉内圧力の変 化に応じて調節することが必須となる。
本発明者らの詳細な研究によれば、 炉内圧力の変化に起因する底吹撹拌条件の 変化は、 I期の脱炭吹鍊に対して従来考えられていた以上に大きな影響を与える 事が明らかとなった。 つまり、 底吹撹拌においては、 単に (1 ) 〜 (3 ) 式で示 した、 ε、 τ、 B O Cという指標から推定される影響よりも、 炉内圧力を上げる ことによる脱炭特性の悪化ははるかに大きい。 これは、 これらの指標が、 浴表面 とガス吹き込み位置である炉底とのヘッド差による気泡膨張の仕事を計算してい るのに対して、 実際には、 脱炭反応が起こる溶鋼表面での撹拌状態が主に脱炭特 性を支配しているためである。
溶鉄 1 1の浴内に吹き込まれた気泡 1 3は、 上昇するにつれて次第に膨張する 力 、 膨張に伴い個々の気泡径が大きくなるため、 隣接する気泡と合体せずに膨張 するためには、 気泡上昇領域 1 2が横に広がる必要がある (図 1 ) 。 隣接する気 泡と合体した場合には、 気泡径が更に大きくなるため浮上速度が加速され、 気泡 上昇領域 1 2は広がらずに気泡径が益々増大し、 爆発的に表面に到達する。 これ に対して、 気泡上昇領域 1 2が広がることができる場合には、 隣接する気泡とは 合体せずに気泡径が静圧に釣り合つた安定気泡径で維持されるため、 浮上速度は 遅く、 ゆつく りと気泡 1 3は浮上する。 気泡が合体するか気泡上昇領域が横に広 がるかは、 浮力のエネルギーと表面張力エネルギーとの関係で決まる。
本発明者らは基礎実験により図 2に示すような気泡径の変化曲線を得た。 つま り、 気泡が合体するか気泡上昇領域が横に広がるかの臨界条件は、 表面近くの静 圧の影響を大きく受け、 1 kg/cm2よりも炉内圧力を上昇させると、 表面近くでの 爆発的な気泡径の増加が無くなることが明らかとなった。 このように表面近くの 爆発的な気泡径の増加は、 溶鋼表面の撹拌に大きく寄与し、 前記のスロッビング を誘発する非平衡的に (T ' F e ) の異常に高いスラグの生成に大きな影響を与 える。 この表面近くの爆発的な気泡径の増加は、 E、 て、 B O Cの計算からは予 測することが困難であり、 本発明で示した、 F 1 Z P 1と Q 1 Z P 1の制御によ り始めて可能となったものである。
さらに、 上吹きによる脱炭酸素効率の炉内圧力の増加に伴う低下も、 従来の L, や (X— Hc) / dとの関係からは予測できず、 (1 1 ) 〜 (1 4 ) 式に示し たキヤビティ一深さ Lの計算式により加圧状態での圧力の影響を正確に評価した 上で、 L Z Dを制御して始めて可能となったものである- 図 3は加圧下でのキヤ ビティ一深さの測定値と (1 1 ) 〜 (1 4 ) 式により計算された L、 及び、 (4 ) 式で計算された L ' との関係を示したものであるが、 Lは実測値と良い対応があ る。
加圧下での噴流の挙動は、 噴流周囲のガス密度が大きいため、 超音速コアが短 くなるとともに、 噴流の広がりが大きくなるという特徴があるため、 周囲の C〇 ガスの酸素噴流への卷き込みは大きくなる。 しかも、 2 C〇 +〇2 = 2 C〇2の反 応は加圧により進みやすくなるため、 2次燃焼が極めて起こりやすい状態となる。 従って、 キヤビティ一深さを正確に制御しない限り、 2次燃焼率は増大し脱炭酸 素効率は低下する。
本発明の実施態様を図 4に模式的に示す。 図 4において、 1は転炉鉄皮、 2は 内張り耐火物、 3は底吹き羽口、 4は溶鉄、 5は酸素ジェット、 6は上吹きラン ス、 7は締結装置、 8は排ガス導入用煙道であり、 Lは溶鉄のキヤビティ一深さ を示す。
本発明の構成要件における数値その他の限定理由は以下のとおりである。
請求項 1で、 本発明を上底吹き転炉での操業に規定した理由は、 上吹き転炉で は底吹き撹拌力が自由に制御できず、 底吹き転炉では酸素供給速度と底吹き撹拌 力が一般的には比例するため独立に制御できないためである。 上底吹き転炉とし ての底吹きガスや吹き込み方法は種々あるが、 本発明には、 底吹きガスとして、 酸素と L P G、 酸素と L P Gに不活性ガス、 二酸化炭素、 一酸化炭素の 1種又は 2種以上を併用した場合、 不活性ガス、 二酸化炭素、 一酸化炭素の 1種または 2 種以上を用いた場合を包含し、 吹き込み方法としては、 単管、 スリッ ト管、 2重 管、 3重管を 1本又は多数本用いた羽口煉瓦、 及び、 多孔質煉瓦を包含する。 加圧転炉の定義としては、 炉内圧力を吹鍊中の全部又は一部の期間に亘つて大 気圧よりも高圧に設定することとした。 炉内圧としては、 加圧による生産性向上 の効果を得るためには 1 . 2 kg/cm2以上が望ましく、 設備投資額を必要最低限に 抑制するという理由及び圧力を高くしすぎると、 圧力によりスラグが耐火物気孔 に浸潤しやすくなり、 耐火物寿命が低下するので 5 kg/cm2以下が望ましい。 請求項 2、 3は請求項 1と同様に I期の操業条件を定めたものである。 I期の 規定として鋼浴中炭素濃度; Cを 0 . 5 °/0よりも高い領域とした。 I期から Π期 へ遷移する炭素濃度は、底吹き撹拌や上吹き酸素供給速度により 0 . 2〜0 . 5 % の範囲で変化するが、 0 . 5 %以上であれば、 脱炭速度は酸素の供給速度に律速 される I期に入る。
また請求項 1 0においては I期から Π期へ遷移する C濃度を (10) 式の CB を用いて CB X0.6〜CB X1.8よりも高い領域とした c
C B =0.078 X P +0.058 X F - 1.3 X Q -0.00069 x Wm +0.49 (1 0) 但し P :炉内圧力 (kg/cm2)
F :上吹き酸素供給速度 (Nm3/ton/min) · .;
Q :底吹きガス流量 (Nm3/ton/min)
Wm:溶鋼量 ( t )
CBは、 脱炭反応が酸素供給律速 ( I期) から炭素移動律速 (Π期) に移行す る臨界炭素濃度である。 本発明者らは詳細な実験により、 加圧下での CBを記述 する新たな実験式を構築した。 つまり、 炉内圧 P、 上吹き酸素供給速度 F、 底吹 きガス流量 Qとにより、 線形の重回帰式として整理したものである。 特に Qにか かる係数が大きく、 すでに述べたように、 加圧下での底吹きの脱炭特性に対する 影響が大気圧下では推定しえないほど極めて大きいことを示している。
請求項 2、 3の制御を行う下限の炭素濃度が CB X 1.8よりも高い場合には、必 要以上に高い炭素濃度から圧力や送酸速度を低下させたり底吹き攪拌を強く した りすることで本来 Π期でおこなうべき制御に移るため脱炭時間が増加して生産性 を阻害することや、 過剰な強攪拌により羽口耐火物を溶損させるという問題が生 じる。 また、 CBX0.6よりも低い場合には、 Π期に移行した後まで、 過剰に高い 圧力や送酸速度や低すぎる攪拌力で精練するという本来 I期でおこなうべき精練 制御を続けるため、 溶鋼が過酸化状態となる。
請求項 2において、 F 1/P 1を 1. 1〜4. 8、 Q 1/P 1を 0. 05〜0. 35の範囲に制御するのは、 I期の生産性を向上させた上でダスト、 スプラッシ ュ、 スロッビングの発生を抑制し溶鋼の歩留まりを高く維持するための条件を規 定したものである。 ダストゃスプラッシュの発生は圧力と上吹き酸素供給速度に 支配され F 1ZP 1を 4. 8以下とすることで抑制でき高い溶鋼歩留まりを得る ことが出来る。 1/? 1が1. 1より小さい場合にはダストゃスプラッシュの 発生は少ないが脱炭速度が小さいため生産性が低く実用的ではない。
高速脱炭時のスロッビングを抑制するには図 5に示すように F 1/P 1を 4. 8以下とすることと Q lZP 1を 0. 05〜0. 35に制御することが必要とな る。 スロッピングは上吹き酸素の供給速度と底吹きによる撹拌力とのバランスが 崩れ、 非平衡的に (T ' F e) の異常に高いスラグが生成することが第一の原因 である。 Q lZP 1は底吹きによる撹拌力の条件を規定したものであり 0. 05 より小さい場合には撹拌が小さいためスロッビングが発生しやすく、 0. 35よ り大きい場合には非平衡的に (T ' F e) の異常に高いスラグが生成す :ことは 無いが、 撹拌が強すぎるため鋼浴の揺動が激しく生じ、 揺動によりスラグや溶鉄 が転炉外へ飛散するという問題が起こる。
F 1/P 1は酸素の供給速度を規定したもので 4. 8よりも大きい場合には撹 拌をいかに強く しても非平衡的に (T, F e) の異常に高いスラグが生成するこ とは避けられずスロッビングが多発する。 特に、 本発明者らにより、 撹拌とスロ ッピングとの関係に対する圧力の影響を明確にしたことではじめて、 加圧転炉で の高速脱炭操業が可能になった。
請求項 3における上吹き酸素により鋼浴表面に形成されるキヤビティー深さ L と浴径 Dの比 (L/D) を 0. 08〜0. 30に制御することも、 I期の生産性 を向上させた上でダスト、 スプラッシュ、 スロッビングの発生を抑制し、 かつ、 2次燃焼率を低く維持し、 溶鋼歩留まりを高くするための条件を規定したもので ある。 つまり (L/D) が 0. 08よりも小さい場合には、 上吹き酸素噴流の強 度が小さすぎるため図 6に示すように 2次燃焼率の増大による耐火物溶損を招く 上に、 上吹き火点 (上吹き酸素が浴面に衝突して形成される高温領域) の温度が 低下するため非平衡的に (T ' F e) の異常に高いスラグが生成することは避け られずスロッピングが多発する。
逆に、 (L/D) が 0. 30よりも大きい場合には、 上吹き酸素噴流の強度が 強すぎるためスプラッシュの発生が激しくなる。 また、 この場合には火点で非平 衡的に生成した (T ' F e) が上吹き噴流による下向きの力で鋼浴内深くに巻き 込まれるため、 COガス発生時の溶鋼静圧が大きくなり僅かの (T ' F e) でも 極めてスロッビングしやすくなるという問題も生じる。 キヤビティー深さに対す る圧力の影響を明確にしたことは、 本発明者らにより、 はじめて成し遂げられた ことであり、 このことと 2次燃焼率ゃスロッビング発生条件との関係を定量的に 解明した結果、 はじめて加圧転炉での高速脱炭操業が可能になった。
以下、 本発明 (4 ) 〜 (9 ) 、 (1 1 ) 、 ( 1 2 ) を詳細に説明する。
Π期においては、生産性を高く維持しつつ過酸化を抑制することが目的であり、 炭素濃度の変化に応じた圧力、 酸素供給速度、 撹拌力の制御が重要である。 この 領域の脱炭速度 (K; % C /m i n ) は以下の式で表される。
K = d C / ά t = ( A k /V ) · ( C— C。) . - ここで、 Cは炭素濃度、 tは時間、 Aは反応界面積、 kは炭素の物質移動係数、 Vは溶鉄体積、 C。は平衡炭素濃度を表す。 Kを大きくするには A, kの増加と C。の低下が必要となり、 Kで規定される脱炭速度に見合う速度で酸素を上吹き すれば、 原理的には全く溶鉄の酸化や溶鋼への酸素の吸収を引き起こすこと無し に脱炭を進行させることができる。
操業的には、 炭素の移動速度を増大させるための、 炭素濃度に応じた底吹き撹 拌力の付与と、 その撹拌力に見合った酸素供給速度の確保、 及び、 脱炭反応を効 率的に進行させるための上吹き火点 (上吹き酸素が浴面に衝突して形成される高 温領域) の確保が必要となる。 ここで、 底吹き撹拌は浴中のマクロ的な循環流の 形成を通して炭素の移動速度の増大と、 上吹き火点域への底吹き気泡の浮上によ るスラグとメタルのェマルジヨンの形成による反応界面積の増大をもたらし、 上 吹き火点は高温状態を形成することによる平衡炭素濃度の低下と、 上吹き噴流に よるスラグとメタルのェマルジヨンの形成による反応界面積の増大をもたらす。 圧力を付与した場合には、 底吹きされたガスの表面近傍での体積増加量の低下 と上吹き酸素の噴流エネルギー減衰の増大により、 底吹き撹拌力の减少、 ェマル ジョン形成状態の低下が起こるため、 これらを、 反応速度に対する影響として定 量的に把握した上で、 底吹き撹拌力、 上吹き酸素の噴流エネルギー、 酸素供給速 度、炉内圧力とを炭素濃度との関係において適正に制御する必要がある。つまり、 高生産性を維持した上で、 溶鋼の過酸化を抑制し高い歩留まりと高清浄度鋼を得 るには、 請求項 4に記載したように、 上吹き酸素供給速度、 底吹きガス流量、 炉 内圧力を鋼浴中炭素濃度の推移に応じて変化させることが必須となる。
本発明の構成要件における数値その他の限定理由は以下のとおりある。
請求項 4で、 本発明を上底吹き転炉での操業に規定した理由は、 上吹き転炉で は底吹き撹拌力が自由に制御できず、 底吹き転炉では酸素供給速度と底吹き撹拌 力が一般的には比例するため独立に制御できないためである。 上底吹き転炉とし ての底吹きガスや吹き込み方法は種々あるが、 本発明には、 底吹きガスとして、 酸素と L P G、 酸素と L P Gに不活性ガス、 二酸化炭素、 一酸化炭素の 1種又は 2種以上を併用した場合、 不活性ガス、 二酸化炭素、 一酸化炭素の 1種または 2 種以上を用いた場合を包含し、 吹き込み方法としては、 単管、 スリツ.ト管.、 · 2重 管、 3重管を 1本又は多数本用いた羽口煉瓦、 及び、 多孔質煉瓦を包含する。 加圧転炉の定義としては、 炉内圧力を吹鍊中の全部又は一部の期間に亘つて大 気圧よりも高圧に設定することとした。 炉内圧としては、 加圧による生産性向上 の効果を得るためには 1 . 2 kg/cm2以上が望ましく、 設備投資額を必要最低限に 抑制するという理由及び圧力を高く しすぎると、 圧力によりスラグが耐火物気孔 に浸潤しゃすくなり、耐火物寿命が低下するので 5 kg/cm2以下が望ましレ、。また、 Π期の場合には、 加圧状態から炭素濃度の低下に従い復圧し、 吹き止め時点、 又 は、吹き止めに近い炭素濃度領域では、大気圧あるいは排ガスを吸引するため 0 . 9 kg/cm2以上の軽減圧下での操業に、圧力を連続状又はステップ状に低下させ移 行せしめることを含めて加圧転炉と定義している。
請求項 5〜 8は請求項 4と同時に Π期の操業条件を定めたものである。 Π期の 操業条件を規定する炭素濃度範囲としては Cを 1 %よりも低い領域とした。 I期 から Π期へ遷移する炭素濃度は前述のように 0 . 2〜0 . 5 %の範囲で変化する カ^ Π期で過酸化を抑制した吹鍊を行うには Π期以降の吹鍊条件を適正にするの みでは不十分であり、 より高い炭素濃度域から適正な吹鍊条件を選択する必要が ある。 その臨界の炭素濃度として、 本発明者らは詳細な実験に基づき 1 %である ことを見いだしたものである。
請求項 1 1においては、 Π期の操業条件を規定する炭素濃度範囲としては Cを ( 1 0 ) 式の C Bを用いて C B X 0.6〜C B X 1.8よりも低い領域とした。
C Bは前述のように脱炭反応が酸素供給律速 (I期) から炭素移動律速 (Π期) に移行する臨界炭素濃度であり、 本発明者らは詳細なる実験により、 加圧下での C Bを記述する新たな実験式を構築したものである。
請求項 5〜 9の制御を開始する上限の C濃度が C B X 1.8よりも高い場合には、 必要以上に高い c濃度から本来 Π期でおこなうべき制御に移るため脱炭時間が増 加して生産性を阻害したり羽口耐火物を溶損させるという問題が生じる。 また、
C B Χ 0.6よりも低い場合には、 Π期に移行した後まで本来 I期でおこなうべき精 鍊制御を続けるため、 溶鋼が過酸化状態となる。
請求項 5は、 炭素濃度 Cの推移に応じた炉内圧力 Ρ 2の制御について規定した ものであり、 図 7に示すように Ρ 2を (5 ) 式で規定される Ρ Αと (6 ) 式で規 定される P Bの範囲になるように制御することからなる
P A = 0 . 8 + 5 X C …… ( 5 )
P B = 2 X C …… ( 6 )
ここで Cは、 w t。/oであり P A, P Bは (kg/cm2) であるが、 関係をとつたも のであり単位の不整合は問題にならない。
圧力は高い方が生産性を高めるための高速酸素供給速度には適しているが、 底 吹き撹拌力、 上吹き酸素の噴流ェネルギ一が低下するために反応界面積や炭素の 物質移動係数が低下する。 この両者の関係から定量的な最適圧力変更パターンを 検討した結果得られたのが (5 ) , ( 6 ) 式である。
言い換えると、 上吹き酸素による脱炭反応は、 火点で生成された F e Oと鋼浴 中炭素との反応であり、 火点で生成される F e Oは炭素濃度や圧力によらずに常 に純粋な F e Oであるため反応速度は炭素濃度のみで決まる。 従って炭素が高い 場合は反応速度が速いため C O気泡の核生成速度が追従できず大きな C O気泡が 生成し、 当該気泡が破裂することによるスプラッシュの飛散が大きい。 したがつ て、 スプラッシュを抑制するには、 炭素濃度が高い場合には圧力を高圧に設定す る必要がある。 逆に、 炭素濃度が下がった状態で圧力を高くすると、 スプラッシ ュは少ないものの、 平衡炭素濃度である C。が増大するため脱炭速度が低下する。 つまり、 P Aよりも大きい場合には復圧のタイミングが遅すぎることを意味し 平衡炭素濃度である C。が増大するため脱炭速度が低下し過剰な酸素が溶鉄を酸 化したり溶鋼中に溶解し、 スラグの (T ' F e ) や溶鋼酸素濃度の上昇を招く。 また、 P Bよりも小さい場合には復圧のタイミングが早すぎることを意味し I期、 又は、 I期に近い状態で復圧されるため激しいスプラッシュの発生が起こる。 さ らに炭素濃度が高い状態で復圧した場合には、 溶鋼中の炭素濃度が高いために (T . F e) との反応性が大きく、 僅かの (T ' F e) でも激しく COガスが発 生し極めてスロッビングしやすくなるという問題も生じる- 請求項 6は、 請求項 5で規定した炭素濃度 Cの推移に応じた炉内圧力 P 2の制 御に加えて、 炭素濃度 Cに応じた上吹き酸素供給速度 F 2の制御について規定し たものであり、 Cが 1 %より高い領域での上吹き酸素供給速度 F 1に対し、 1 % 以下の領域での上吹き酸素供給速度 F 2を (7) 式の ]3が— 0. 25〜0.. 5の 範囲になるように制御することからなる。
/3= (F 2/F 1 ) 一 C …… (7) 。
つまり、 酸素供給速度は高い方が生産性を高めるためには適しているが、 底吹 き撹拌力、 上吹き酸素の噴流エネルギーで決まる反応界面積 A、 炭素の物質移動 係数 kで規定される脱炭速度よりも過剰に供給すれば、 過酸化度が大きくなりス ラグの (T · F e) や溶鋼酸素濃度の上昇を招く。 本発明者による詳細な実験に より、 請求項 5で示した圧力の制御を前提とすれば図 8に示すように |3を一 0. 25〜0. 5の範囲に制御する必要があることが明らかとなった。 /3がー 0. 2 5よりも小さい場合には、 酸素供給速度の低下が大きすぎるため過酸化は抑制さ れるが吹酸時間が大幅に増大するため生産性を低下させ、 0. 5よりも大きい場 合には、 酸素供給速度の低下が小さすぎるため過酸化が起こりスラグの (T · F e) や溶鋼酸素濃度の上昇を招く。
請求項 7は、 請求項 5で規定した炭素濃度 Cの推移に応じた炉内圧力 P 2の制 御に加えて、 炭素濃度 Cの推移に応じた底吹きガス流量 Q 2の制御について規定 したものであり、 Cが l。/oより高い領域での底吹きガス流量 Q 1に対し、 1%以 下の領域での Q 2を (8) 式の γがー 2〜1の範囲になるように制御することか らなる。
γ = (Q 2/Q 1 ) — 5 Χ (1— C) …… (8) 。
つまり、 底吹き撹拌力は高い方が炭素の物質移動係数 kで規定される脱炭速度 が大きいため生産性が高いが、 過剰に大きく した場合には底吹きガスコストの増 大ゃ耐火物寿命の低下という問題を引き起こす。 本発明者による詳細な実験によ り、 請求項 5で示した圧力の制御を前提とすれば図 9に示すように γを一 2〜 1 の範囲に制御する必要があることが明らかとなつた。 γがー 2よりも小さい場合には、 炭素濃度の低下に応じた底吹き撹拌力の増加 が少なすぎるため、酸素供給速度が過剰となり過酸化が起こるためスラグの( Τ · F e ) や溶鋼酸素濃度の上昇を招く。 yが 1よりも大きい場合には低い炭素濃度 域での撹拌力が強くなりすぎるため、 底吹きガスコス卜の増大や耐火物寿命の低 下という問題を生ずるとともに、 鋼浴の揺動が激しく生じ、 揺動によりスラグや 溶鉄が転炉外へ飛散するという問題が起こる。 · . · 本発明者らの詳細な研究によれば、 炉内圧力の変化に起因する底吹き撹拌条件 の変化は、 Π期の脱炭吹鍊に対して従来考えられていた以上に大きな影響を与え る事明らかとなった。 つまり、 底吹撹拌においては、 単に (1 ) 〜 (3 ) 式で示 した、 τ、 B O Cという指標から推定される影響よりも、 炉内圧力を上げる ことによる脱炭特性の悪化ははるかに大きい。 これは、 I期について前記した通 り、 これらの指標が、 浴表面とガス吹き込み位置である炉底とのヘッド差による 気泡膨張の仕事を計算しているのに対して、 実際には、 脱炭反応が起こる溶鋼表 面での撹拌状態が主に脱炭特性を支配しているためである。
すでに I期について図 1、 図 2に基づいて示したように、 気泡が合体するか気 泡上昇領域が横に広がるかの臨界条件は、 表面近くの静圧の影響を大きく受け、
1 kg/cm2よりも炉内圧力を上昇させると、表面近くでの爆発的な気泡径の増加が 無くなることが明らかとなった。このように表面近くの爆発的な気泡径の増加は、 溶鋼表面の撹拌に大きく寄与し、 前記の上吹き火点域への底吹き気泡の浮上によ るスラグとメタルのェマルジョンの形成による反応界面積の増大に大きな影響を 与える。 この表面近くの爆発的な気泡径の増加は、 I期におけると同様、 ε、 て、 B O Cの計算からは予測することが困難であり、 本発明で示した、 γの制御によ り始めて可能となったものである。
請求項 8は、 炭素濃度 Cの推移に応じた炉内圧力 Ρ 2、 上吹き酸素供給速度 F 2、 底吹きガス流量 Q 2の 3つの因子の相関において、 最も効果的に精練ができ る条件を規定したもので、 (9 ) 式の δが 5〜2 5の範固になるように制御する というものである。
δ = { ( F 2 X P 2 ) / Q 2 } 112 / C …… ( 9 ) 。
すでに詳細に述べたように、 加圧転炉における Π期の操業においては、 炭素濃 度 C、 炉内圧力 P 2、 上吹き酸素供給速度 F 2、 底吹きガス流量 Q 2の 4つの要 因を適正に制御することで始めて高い生産性、 高い歩留まりと、 過酸化の抑制に よる高清浄度化が成し遂げられる。 本発明者による詳細な実験により図 1 0に示 したように δを 5〜2 5の範囲に制御する必要があることが明らかとなった。 Π 期の脱炭反応は前述のように炭素の物質移動律速であるが、 これは、 上吹き酸素 により酸化されて生成した F e〇が、 溶鋼中の炭素で還元されるという素 程で 反応が進行することを示しており、 酸化よりも還元が遅いため還元速度を規定す る炭素の物質移動速度で反応が律速されているものである 3
この素過程を考慮したものが (9 ) 式であり、 分子である (F 2 X P 2 ) 1/2は 圧力を考慮した酸化指標を、 分母である (Q 2 1/2 X C ) は炭素濃度を考慮した還 元指標を表す。 酸化指標に圧力が入ることは本発明者によりはじめて明らかにさ れたことであり、 以下の意味を有している。 つまり、 圧力が高くなつた場合には 同一の酸素供給速度であっても反応界面の酸素ガスの分圧が高くなるため酸素ポ テンシャルは圧力に比例して大きくなる。 これは、 炉内が酸素以外のガスにより 加圧されていても反応界面に到達した酸素ガスの分圧自体も高くなつていること を示しており、 これまでは考えられてすらいなかった現象であり、 この指標の導 入をもって始めて加圧転炉の操業が可能となる。
δが 5よりも小さい場合には、 酸化速度よりも還元速度が大きすぎるため過酸 化は抑制されるが吹酸時間が大幅に増大するため生産性を低下させ、 2 5よりも 大きい場合には、 還元速度よりも酸化速度が大きすぎるため過酸化が起こりスラ グの (Τ · F e ) や溶鋼酸素濃度の上昇を招く。
請求項 9における上吹き酸素により鋼浴表面に形成されるキヤビティ一深さ L と浴径 Dの比 (L /D) を 0 . 1 5〜0 . 3 5に制御することも Π期の生産性を 向上させた上で過酸化を抑制するための条件を規定したものである。 キヤビティ —深さは上吹き酸素の噴流エネルギーを表す指標の 1つであるが、 上吹き酸素噴 流は高温の火点を形成することと、 強い下向きのエネルギーを鋼浴表面に付与す るため激しいェマルジヨンを形成する効果の 2つを持つ。
つまり、 (L ZD) が 0 . 1 5よりも小さい場合には、 上吹き酸素噴流のエネ ルギ一が小さすぎるため火点温度が低下する上にェマルジョン領域も減少するた め過酸化が起こる。 逆に、 (LZD) が 0. 3 5よりも大きい場合には、 上吹き 酸素噴流のエネルギーが強すぎるためスプラッシュの発生が激しくなり操業上の 問題を生じる。 また、火点で生成した F e Oが鋼浴の深い位置まで懸濁するため、 大きな静圧を受けるため還元反応が進みにくくなり脱炭反応速度がかえって低下 する- 加圧下での噴流の挙動は、 噴流周囲のガス密度が大きいため、 超音速コ が短 くなるとともに、 噴流周囲のガスによる抵抗が大きいため噴流の広がりが極めて 大きくなるという特徴がある。 従って、 加圧下での上吹き噴流により形成される キヤビティ一形状は、 大気圧下でランスの上下動等による変化からは想定もでき ないほど大きく変わり、 本発明で示したように正確な値を求めた上で制御して初 めて効率的な精練が可能となる。
請求項 1 2においては、 鋼浴中炭素濃度; じが (1 0) 式の CBを用いて CB X0.6〜CB X1.8の範囲内の領域に入った以降、 (1 0) 式の CBが CX0.6〜C X 1.8の範囲内になるように炉内圧力 P、 上吹き酸素供給速度 F、底吹きガス流量 Qの制御をする。 制御を開始する Cの範囲については、 請求項 1 1と同様の考え 方に基づく。
(1 0) 式を用いて制御を行う理由は、 (1 0) 式が脱炭反応が酸素供給律速 ( I期) から炭素移動律速 (Π期) に移行する臨界炭素濃度を記述する式である ためである。 つまり、 鋼中炭素濃度が常に CBとなるように、 P、 F、 Qの 1種 又は 2種以上を制御すれば、 Π期には入らずに溶鋼の過酸化は防げ、 かつ、 最大 の脱炭速度を得られるため高い生産性となるためである。 この制御を CB X1.8 よりも高い領域で実施した場合には、 圧力や送酸速度を低下させたり底吹き攪拌 を強くしたりすることで必要以上の過酸化防止精練を行うため脱炭時間が増加し て生産性を阻害することや、 過剰な強攪拌により羽口耐火物を溶損させるという 問題が生じる。 また、 CB X0.6よりも低い領域で実施した場合には、 過剰に高い 圧力や送酸速度や低すぎる攪拌力で精練するという I期の精練制御を π期に移行 した状態でも続けるため、 溶鋼が過酸化状態となる。
[実施例]
試験は 5 トン規模の試験転炉で実験した。 上吹きランスはスロート径を 5〜2 0 mmに変化させた 3〜 6孔のラバールノズルランスを用い、 底吹きは内管を酸 素、 外管を L PGとした 2重管羽口を 2本炉底に設置して用いた。 排ガスは転炉 炉口に締結された水冷フードを経て未燃焼の状態で集塵系へと導かれ、 途中に設 けた圧力調整弁で炉内圧を調整した。 吹鍊初期は窒素ガスを導入して強制加圧し たが、 ほとんどの吹酸中は発生する CO、 CO 2により自己加圧した。
温度はサブランスにより測定し、 炭素濃度は、 サブランスによる中間サンプリ ングと排ガス量、 排ガス組成とにより推定した。 スロッビング、 スピッティング の状況は炉内監視カメラの映像に基づき判断し、 ダスト発生量は集塵器で回収さ れた全ダスト量を秤量して評価し、 溶鋼量あたりの発生量 (k g/t) を脱炭量 (Δ [%C] ) で割った値 (k g/t/Δ [%C] ) で評価した。
溶銑は高炉で溶製され溶銑予備処理を実施した、 Cが約 4. 3%、 S iが約 0. 1 2 %、 M nが約 0. 25%、 Pが約 0. 02%、 Sが約 0. 01 5 %のものを 約 5 t用い、 転炉装入前の温度は 1 300°C程度であった。 実施例 1〜比較例 3 では、 吹き止め炭素濃度は 0. 6%程度、 温度は 1 580 C程度であった。 また、 実施例 4〜比較例 8では、吹き止め炭素濃度は 0. 05。/。程度、温度は 1 650 °C 程度であった- (実施例 1 )
実施例 1は、 炉内圧力 (P 1) が 1. 5〜2. 5 kg/cm2の範囲で変化するのに 対応して、 上吹き酸素供給速度 (F 1) を 4. 5〜7. 5 Nm3/ton/min、 と底吹 きガス流量 (Q 1) を 0. 3〜0. 5Nm3/ton/minに変化させることで、 F 1/ P 1を 3、 Q 1/P 1を 0. 2に制御した。 また、 ランス高さ、 ノズル径、 ノズ ル数を適正にすることで、 キヤビティー深さと浴径の比 (L/D) は 0. 1 2〜 0. 24であった。 その結果、 スロッビングや浴面の揺動は発生せずに安定した 脱炭精練が実施でき、 ダスト発生量は 2. 2 k g/ t/Δ [%C] と少なく、 脱 炭酸素効率は 93%、 2次燃焼率は 5。/。であつた。
(実施例 2)
実施例 2は、 炉内圧力 (P 1) が 1. 1〜3· 2 kg/cm2の範囲で変化するのに 対応して、 上吹き酸素供給速度 (F 1) を 3. 5〜9. 5 Nm3/ton/min、 と底吹 きガス流量 (Q 1) を 0. 2〜0. 8Nm3/ton/minに変化させることで、 F 1/ P Iを 3. 5 Q 1/P 1を 0. 27に制御した。 また、 ランス高さ、 ノズル径、 ノズル数を適正にすることで、 キヤビティ一深さと浴径の比 (LZD) は 0. 1 9 0. 26であった。 その結果、 スロッビングや浴面の揺動は発生せずに安定 した高速脱炭精練が実施でき、 ダスト発生量は 2. l k g/t/Δ [%C] と少 なく、 脱炭酸素効率は 95% 2次燃焼率は 4 %であつた。
(比較例 3) . - 比較例 3は、 炉内圧力 (P 1) が 1. 5 2. 5 kg/cm2の範囲で変化するのに 対応して、 上吹き酸素供給速度 (F 1) を 1. 5 3. 5Nm¾on/min, と底吹 きガス流量 (Q 1) を 0. 05 0. 1 5Nm3/ton/minに変化させることで、 F 1/P 1を 0. 8 Q 1/P 1を 0. 03に制御した。 また、 ランス高さ、 ノズ ル径、 ノズル数を適正にすることで、 キヤビティー深さと浴径の比 (LZD) は 0. 1 2 0. 24であった。 その結果スロッビングが多発し安定した脱炭精鍊 は実施できず、 ダスト発生量は 5. G k g/t/Δ [%C] で、 脱炭酸素効率は 84% 2次燃焼率は 1 5 %であつた。
次に本発明 (4) (9) についての実施例を示す。
実施例及び比較例の条件と結果とを表 1に示す。
表 1
Figure imgf000026_0001
実施例 4は図 7〜図 9における、 B c、 八に示した関係で、 圧力、 炭素濃度、 酸素供給速度、 底吹きガス流量を制御した場合で、 δも 7 20 LZDも 0. 20 0. 30の適正範囲にある。 その結果、 吹き止めの (T . F e) や溶解酸 素濃度が低く高い歩留の転炉吹鍊がわずか 6. 1分という短時間で、 スロッピン グの発生もなく実施できた。
比較例 7は実施例 4に対して図 7、 図 8における、 A、 aに示した関係で、 圧 力、 炭素濃度、 酸素供給速度を制御した場合で、 LZDは 0. 20〜0. 30の 適正範囲にあるが δは 1 8〜45であった。 その結果、 高速吹酸を実施したが、 吹き止めの (Τ · F e) や溶解酸素濃度が高く歩留も低い上に、 スロ ·ツビ.ングが 発生した。
比較例 8は実施例 4に対して図 7、 図 8における、 C、 dに示した関係で、 圧 力、 炭素濃度、 酸素供給速度を制御した場合で、 L/Dは 0. 20〜0. 30の 適正範囲にあるが δは 2〜 1 0であった。 その結果、 吹き止めの (T ' F e) や 溶解酸素濃度は低く歩留も高かつたが、 酸素供給時間が長く加圧による高生産性 化の効果を得られなかった。 産業上の利用可能性
本発明により、 加圧転炉により、 高い生産性と高い歩留まりで、 かつ、 過酸化 度が低い溶鋼を吹鍊すること、 及び、 低炭素高清浄度鋼の溶製が可能となった。

Claims

請求の範囲
1. 上底吹き転炉において、 炉内圧力 (P : kg/cm2) を大気圧よりも高圧に設定 するとともに、上吹き酸素供給速度(F :Nm3/ton/min)と底吹きガス流量(Q : Nm3/ton/min) を炉内圧力 Pの変化に応じて調節することを特徴とする加圧転 炉製鋼法。 . -
2. 上底吹き転炉において、 鋼浴中炭素濃度が 0. 5%よりも高い領域で、 炉内 圧力 (P 1 : kg/cm2) を大気圧よりも高圧に設定するとともに、 上吹き酸素供 給速度 (F 1 : Nm3/ton/min) と底吹きガス流量 (Q 1 : Nm3/ton/min) につ いて、 F 1ZP 1を 1. :!〜 4. 8、 Q l/P lを 0. 0 5〜0. 3 5の範囲 に制御することを特徴とする加圧転炉製鋼法。
3. 請求項 1又は 2において、 上吹き酸素により鋼浴表面に形成されるキヤビテ ィ深さ (L : m) と浴径 (D : m) の比 (L/D) を 0. 0 8〜0. 3に制御 することを特徴とする加圧転炉製鋼法。
4. 上底吹き転炉において、 炉内圧力 (P : kg/cm2) を吹鍊中の全部又は一部の 期間に渡って大気圧よりも高圧に設定するとともに、上吹き酸素供給速度(F : Nm3/ton/min) 及び底吹きガス流量 (Q : Nm3/ton/min) 、 並びに炉内圧力 P を鋼浴中炭素濃度 (C : w t °/o) に応じて変化させることを特徴とする加圧転 炉製鋼法。
5. 請求項 4において、 鋼浴中炭素濃度; Cが 1 %以下の領域で炉内圧力; P 2 を (5) 式で規定される P Aと (6) 式で規定される P Bの間の範囲内になる ように制御することを特徴とする加圧転炉製鋼法。
P A= 0. 8 + 5 X C (5)
P B= 2 XC (6)
6. 請求項 5において、 Cが 1 %より高い領域での上吹き酸素供給速度 (F 1 :
Nm3/ton/min) と、 Cが 1 %以下の領域での上吹き酸素供給速度; F 2との比 で表わされる (7) 式の /3が一 0. 25〜0· 5の範囲になるように制御する ことを特徴とする加圧転炉製鋼法。
β = (F 2/F 1) — C (7)
7. 請求項 5において、 Cが 1 %より高い領域での底吹きガス流量 (Q 1 : Nm3 /ton/min) と、 Cが 1 %以下の領域での底吹きガス流量 Q 2との比で表わされ る (8) 式の がー 2〜1の範囲になるように制御するこどを特徴とする加圧 転炉製鋼法。
Ύ = (Q 2/Q 1 ) - 5 X ( 1一 C) (8)
8. 請求項 4において、 Cが 1〜 0 · 1。/。の領域での炉内圧力; P 2; 上吹き酸 素供給速度; F 2、 底吹きガス流量; Q 2を ( 9 ) 式の δが 5〜 25の範囲に なるように制御することを特徴とするとする加圧転炉製鋼法。
δ = { (F 2 X P 2) /Q 2 } 112 /C (9)
9. 請求項 4〜 8において、 上吹き酸素により鋼浴表面に形成されるキヤビティ —深さ (L : m) と浴径 (D : m) の比 (L/D) を 0. 1 5〜0. 3 5に制 御することを特徴とする加圧転炉製鋼法。
1 0. 請求項 2又は 3の制御をする下限の鋼浴中炭素濃度が (1 0) 式の CBを 用いて CB X0.6〜CB X 1.8の範囲内にあることを特徴とする加圧転炉製鋼 法。
CB=0.078X P+0.058X F-1.3XQ-0.00069XWm + 0.49 (1 0) 但し P :炉内圧力 (kg/cm2)
F :上吹き酸素供給速度 (Nm3/ton/min)
Q :底吹きガス流量 (Nm3/ton/min)
Wm:溶鋼量 ( t )
1 1. 請求項 5〜 9の制御を開始する鋼浴中炭素濃度が (1 0) 式の CBを用い て CB X0.6〜CB X1.8の範囲内にあることを特徴とする加圧転炉製鋼法。
1 2. 請求項 4において、 鋼浴中炭素濃度; じが ( 1 0) 式の CBを用いて CB 0.6〜08 1.8の範囲内の領域に入った以降、 (1 0) 式の CBが CX0.6〜 CX 1.8の範囲内になるように炉内圧力 P、 上吹き酸素供給速度 F、底吹きガス 流量 Qの制御をすることを特徴とする加圧転炉製鋼法
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