WO2003062473A1 - Procede de production de metal liquide a faible teneur en silicium - Google Patents
Procede de production de metal liquide a faible teneur en silicium Download PDFInfo
- Publication number
- WO2003062473A1 WO2003062473A1 PCT/JP2003/000587 JP0300587W WO03062473A1 WO 2003062473 A1 WO2003062473 A1 WO 2003062473A1 JP 0300587 W JP0300587 W JP 0300587W WO 03062473 A1 WO03062473 A1 WO 03062473A1
- Authority
- WO
- WIPO (PCT)
- Prior art keywords
- hot metal
- slag
- blast furnace
- pulverized coal
- furnace
- 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.)
- Ceased
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
- C21B5/02—Making special pig-iron, e.g. by applying additives, e.g. oxides of other metals
- C21B5/023—Injection of the additives into the melting part
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
Definitions
- the present invention relates to a technique for stably producing low silicon hot metal in a blast furnace operation in which a large amount of pulverized coal (PC) is blown from a tuyere of a blast furnace.
- Background leakage a phenomenon for stably producing low silicon hot metal in a blast furnace operation in which a large amount of pulverized coal (PC) is blown from a tuyere of a blast furnace.
- FIG. 1 (a) An example of pulverized coal injection equipment to the blast furnace is shown in Fig. 1 (a) and Fig. 1 (b).
- a side wall of a blow pipe 2 for blowing air into the furnace provided at the lower part of the blast furnace 1 is obliquely inserted and provided with a lance 3 for blowing pulverized coal.
- the pulverized coal 5 is blown out from the pulverized coal injection lance 3 into the hot air 7 flowing through the professional pipe 2 and is blown into the blast furnace 1 from the tuyere 4.
- the pulverized coal 5 blown in this way burns in the blow pipe 2 and the tuyere 4 and in the raceway 6 formed in front of the tuyere 4, but partially unburned chars
- the unburned char and soot are burned in the furnace, but the volatile matter in the coal is incompletely burned into soot due to incomplete combustion, but when the amount of pulverized coal blown into the blast furnace increases, Is not completely burned and consumed, but is accumulated in the furnace or discharged as part of dust from the furnace top. It is necessary to improve the reaction efficiency of pulverized coal, raise the Kogs replacement ratio, and ensure stable blast furnace operation.
- the operation of a blast furnace that injects a large amount of pulverized coal is generally susceptible to the properties of raw fuels and tapping slag, and operational fluctuations increase.
- the ore / cokes ratio (0 / C) in the blast furnace increases, and the heat flow ratio (heat capacity of solid charge / gas
- the heat capacity of the furnace decreases, the sensible heat taken out of the furnace top increases, the thermal efficiency decreases, the rate of temperature rise of the charge increases in the upper and middle parts of the furnace, and fusion occurs in the lower part of the furnace.
- the zone moves upward, its thickness increases, and the coke remains degraded due to an increase in the residence time, resulting in increased furnace pressure loss and fluctuations in operation.
- the furnace heat level will be raised to improve the operation stability.
- the hot metal temperature level rises and the Si concentration in the hot metal rises.
- the ore Z coke ratio increased, coke inferiority or unburned charcoal of pulverized coal increased. Deteriorates and becomes inactive.
- the slag flows down the vicinity of the raceway, and S 02 in the slag is reduced by C in the coke pulverized coal to generate S ⁇ gas, which is reduced by C in the hot metal and i transfers to the hot metal, and the S i concentration of the hot metal increases.
- the situation during this is represented by the following chemical formula:
- prior art 1 j a method of lowering the temperature of hot metal has been carried out (hereinafter referred to as “prior art 1 j”), however, in this method, slag viscosity increases (slag fluidity!
- slag fluidity increases due to a sharp drop in hot metal temperature due to the falling off of deposits in the blast furnace, etc.
- the effect becomes large.
- Japanese Patent No. 3812 discloses a method for appropriately increasing the basicity of slag in the high-temperature zone by mixing and blowing a Ca 0 source or a Mg source material together with pulverized coal, along with acid oxide.
- Japanese Patent Application Laid-Open No. 5-78718 discloses that the following formulas (3) to (5) for Sio2 in pulverized coal to be blown:
- Japanese Patent Application Laid-Open No. 7-70616 discloses that pulverized coal having a lower Si ⁇ 2 content than non-coking coal used in coking is used as a method for reducing the base hot metal Si concentration.
- a method has been proposed to reduce the hot metal Si concentration by using Below, "Prior art 6").
- coal with a low content of Si02 is not necessarily inexpensive, and the restrictions on the supply and demand of raw materials are increased due to the restrictions on the raw materials used, so it is realistic to continue long-term operation. is not.
- Basic matter 1 Lower the temperature of the high-temperature reaction zone at the tuyere tip, and control the reaction rate and the chemical equilibrium constant in Eqs. (1) and (2) so that the Si concentration in the hot metal decreases. Lowering,
- Basic matter 2 Reduce the activity of Si ⁇ 2 in the molten slag and control it so that the chemical equilibrium constant of equation (1) becomes smaller. Controlling in the decreasing direction to lower the Si concentration in the hot metal,
- Basic item 4 Reduce the furnace heat level to perform low-temperature tapping operation, and increase the reaction rate in Eq. (3). In addition to suppressing the silicidation (reduced Si) by lowering it, silicification is suppressed by lowering the reaction 3 ⁇ 4 ⁇ in equation (1).
- the present inventors fluctuate in the blast furnace operation in which a large amount of pulverized coal is injected without specially procuring high-quality expensive raw materials without newly installing or remodeling special equipment.
- Using predetermined main raw materials and auxiliary raw materials given in advance according to the raw material supply and demand process by means of adjusting the composition of these raw materials, it is possible to avoid the occurrence of accidents such as falling off of deposits in the furnace that are likely to occur during low-temperature operation of the blast furnace, etc.
- An object of the present invention is to carry out a large-volume pulverized coal injection operation into a blast furnace, thereby enabling a low-cost and stable operation without being restricted by raw materials charged to the blast furnace.
- An object of the present invention is to provide a method for producing low silicon hot metal which can reduce the integrated cost from the sintering process to the hot metal production process in a blast furnace using condensate.
- the present invention provides a method for producing low silicon hot metal comprising:
- the Mg content in slag discharged from the blast furnace is set to 5.
- a method for producing low silicon hot metal characterized in that the hot metal is adjusted to be within a range of 5 to 8.5 mass%, and the Si concentration of the hot metal is controlled to 0.3 mas% or less.
- C a ⁇ (ma ss%) S i ⁇ 2 (ma ss%) in the slag is 1.2 to A method for producing low-silicon hot metal, comprising operating a blast furnace within a range of 1.3 and an A12 ⁇ 3 concentration in the slag within a range of 13 to 16 mass%.
- FIG. 1 (a) and 1 (b) are schematic longitudinal sectional views showing an example of a method of injecting pulverized coal into a blast furnace.
- FIG. 2 is a graph illustrating the relationship between the Mg0 content of blast furnace slag and the slag ratio.
- Figure 3 is a graph illustrating the relationship between the MgO content of blast furnace slag and the hot metal Si content.
- FIG. 4 is a graph illustrating the relationship between the Mg0 content of the blast furnace slag and the calculated value of the viscosity of the slag.
- FIG. 5 is a cross-sectional view showing another example of a method of injecting pulverized coal into a blast furnace.
- FIG. 6 is a side view of FIG. BEST MODE FOR CARRYING OUT THE INVENTION
- the present inventors In the blast furnace operation (high PCR blast furnace operation) under the condition of high pulverized coal injection ratio (high PCR), the present inventors maintained fluctuating supply and demand conditions of raw fuels, maintained low cost of raw fuels, and reduced equipment costs. As a prerequisite for maintaining low cost of blast furnace slag, first, in order to improve the fluidity of blast furnace slag, adjustment of the composition of blast furnace slag was examined.
- the component composition of the slag produced in the blast furnace is determined by the content and composition of the slag-forming components for each brand of the main and auxiliary raw materials used, and the slag-forming components of each brand of coal for the production of coke and pulverized coal. It changes depending on the content rate and its composition.
- the viscosity of the blast furnace slag changes depending on the composition of the slag, and further changes depending on the temperature of the slag and therefore the temperature of the hot metal.
- the main components of blast furnace slag consist of four components: Si02, CaO, 3 ⁇ 410 and ⁇ 12 ⁇ 3.
- the content of S i ⁇ 2 and C a ⁇ depends on the basicity of slag (C a ⁇ ma ss% / S i 02mass%) as one of the important determinants of the S concentration in the hot metal component. Therefore, it is difficult to set the content of Si ⁇ 2 and CaO independently, because of the restrictions of the basicity setting value. Therefore, it is not always appropriate to use the contents of Si ⁇ ⁇ 2 and CaO as adjusting factors for slag viscosity.
- the slag A12O3 content is Al2 ⁇ 3 is mainly contained in ash and ore in coke, so it fluctuates depending on the supply and demand balance of raw materials and fuels. For example, reflecting the recent declining trend of high-grade iron ore,
- high alumina iron ore with a high A12 ⁇ 3 content is increasing.
- high alumina iron ore has the advantage of being inexpensive. Therefore, it is not advisable to limit the content of A12 ⁇ 3 in slag below the conventional level, but it also involves difficulties in the iron ore raw material supply and demand process.
- the function of the MgO component in blast furnace slag has conventionally been to adjust the viscosity of the slag.
- the setting of the Mg ⁇ content in slag has been based on the conventional blast furnace slag ratio (Mg ⁇ —Si ⁇ 2 serpentinite—Mg ⁇ -Ca ⁇ ) dolomite, which is the MgO source auxiliary material.
- the amount of slag per ton of pig (kg)) should be below the target upper limit determined by the specific operating conditions of the blast furnace, and the Mg ⁇ content in the slag should be the minimum required. Then, it is adjusted at the time of charging the blast furnace according to the raw material mixing ratio at that time.
- the present inventors examined the effects and effects on the decrease in the viscosity of slag and the decrease in the Si concentration in the hot metal due to the increase in the MgO content in the slag.
- Figure 2 shows the relationship between the slag MgO content and the slag ratio. It can be seen that the slag ratio decreases with an increase in the Mg ⁇ content.
- Figure 3 shows the relationship between the MgO content of the slag and the hot metal Si content.
- the hot metal Si content decreases as the Mg ⁇ content increases, and the] ⁇ ⁇ content is 7]! 1 & 3 s% It is presumed that the minimum value exists in the hot metal Si content when the temperature reaches this level.
- FIG. 4 shows the relationship between the Mg0 content of the slag and the calculated value of the viscosity of the slag, and shows that the viscosity of the slag decreases as the MgO content increases.
- the variation in slag viscosity in the figure is mainly due to the difference in the composition of the main raw materials between blast furnaces.
- the index at 1.5 m above the tuyere is an index that indicates the air permeability of the entire blast furnace.
- the tapping temperature is maintained at 1480 ° C or higher even in the blast furnace operation in which pulverized coal is blown in at more than 15 Okg / t-hot metal.
- the slag ratio was 30 Okg / t or less of hot metal, stable low-silicon operation was possible without deteriorating the air permeability in the furnace.
- the present invention has been made based on the above findings.
- the method for producing low-silicon hot metal according to the present invention is characterized in that, in the method for producing low-silicon hot metal in a pulverized coal injection operation in which pulverized coal is blown in at least 150 kgZt—hot metal, slag discharged from the blast furnace is provided. It is characterized in that the content of Mg ⁇ in the steel is adjusted within the range of 5.5 to 8.5mass%, and the content of hot metal is controlled to 0.3mass% or less.
- the method of the present invention is performed as follows. Pulverized coal is introduced into the blast furnace 1 from the lance 3 for injecting pulverized coal, which is installed obliquely through the blow pipe 2 attached to the tuyere 4 of the blast furnace 1, with 150 kgZt t-hot metal or more, hot air 7 and hot air 7. To produce hot metal.
- the charged material has a Mg ⁇ content of the component composition of the blast furnace slag discharged from the taphole 8.
- the composition of the amount to be charged is determined in consideration of the composition of the slagging components in the main raw material and auxiliary raw material so as to fall within the range of 5.5 to 8.5 mass%.
- Furnace heat levels are also used in high heat level operations, such as those used in conventional blast furnace operations with a pulverized coal injection ratio of 150 kgZt-hot metal or higher, or in low Si hot metal production operations. No low-temperature tapping operation is performed. No special action is required for other blast furnace operating conditions.
- the tapping temperature is about 1480 or higher, there is no particular limitation.However, if the following conditions are used, the cost of hot metal in the integrated process from the sinter production process to the blast furnace operation can be reduced. It is more advantageous, and can maintain good properties of ore in blast furnace and reduce the blast furnace slag ratio (slag slag hot metal), contributing to the stability of high-PRC blast furnace operation.
- the sintered ore with Si S2 ⁇ 4.5mass% and MgO ⁇ 1.3mass% is used for 70mass% or more of the charge except the charged coke.
- charge ⁇ ⁇ source auxiliary material In order to adjust the content to fall within the range of 5.5 to 8.5 mass%, : charge ⁇ ⁇ source auxiliary material.
- serpentine-dolomite or the like is used as the Mg-source auxiliary material.
- the furnace heat level is adjusted so as to obtain low silicon hot metal, for example, so that the hot metal Si concentration is 0.3 Omass% or less.
- the blast furnace slag ratio is not less than 2701: -hot metal, but is not more than 300 kgZt-hot metal. Absent.
- CaO (mass%) ZS i ⁇ 2 (mass%) (basicity) in the blast furnace slag is in the range of 1.2 to 1.3, and the AI2O3 concentration is It is desirable to operate the blast furnace with the adjustment within the range of 13 to 16 mass%.
- the S content of the hot metal can be stably kept below a predetermined target value.
- a 1 2 Rei_3 content high so-called high alumina iron ore in recent years increasing the aforementioned e.g., A L2_rei_3 ⁇ 3.
- Oma ss%) can be used as a charging raw material, contributing to alleviating restrictions on the iron ore raw material supply and demand process and reducing raw material costs.
- the slag composition especially the MgO concentration, was set to 5.5 to 8.5 mass%, which was higher than that in normal operation, so that the viscosity of the slag was reduced and The vapor partial pressure of Mg in the high temperature reaction zone near the mouth becomes high.
- the viscosity of the slag is reduced, the liquid permeability in the furnace core is improved, and the molten slag flows down the furnace core without passing through the raceway, which is the high-temperature reaction area near the tuyere.
- the A12 ⁇ 3 content ratio within the range of 13 to 16 mass%, as described above, it means that there is no need to specify the iron ore brand ⁇ coke coking coal brand and use
- the slag viscosity is within the range where the slag viscosity does not rise, and the blast furnace operation can be further facilitated.
- the blast furnace operating method of the present invention makes it possible to stably perform low-silicon operation of hot metal even if a large amount of pulverized coal is blown from tuyeres.
- FIG. 5 is a sectional view showing another example of a method of injecting pulverized coal into a blast furnace
- FIG. 6 is a side view of FIG.
- reference numeral 3 denotes two pulverized coal blowing lances inserted into the blow pipe 2 connected to the tuyere 4.
- the center axis (1) of each lance 3 does not cross the axis (L) of the blow pipe 2 so that the tip of the lance 3 faces the tuyere 4 side, and the center axis (0 ) Are arranged so as to be axially symmetric.
- the pulverized coal is blown into the pipe 2 from the two lances 3 together with the carrier gas at a flow rate of about 15111 / sec, but the tips of the two lances 3 do not face each other on the same straight line.
- the pulverized coal Since the pulverized coal is arranged at the axisymmetric position, the pulverized coal is blown into the pipe 2 without interfering with each other, and rapidly diffuses in the blow pipe 2. Moreover, the pulverized coal moves to the tuyere 4 side while turning inside the professional pipe 2, so that the contact efficiency with oxygen in the hot air is further improved, and therefore, the combustion efficiency of the pulverized coal is improved.
- Carrier gas, nitrogen, air, oxygen, CO consisting of at least one of C_ ⁇ 2 gas.
- Tests were conducted on examples within the range of the method for producing low silicon hot metal according to the present invention, and comparative examples outside the range.
- the blast furnace operation method and conditions in the examples were performed according to the methods and conditions described above in the embodiment of the present invention.
- Tables 1 and 2 show the test results
- Tables 3 and 4 show the composition of pulverized coal and sinter.
- Comparative Example 1 Comparative Example 2 Comparative Example 3 Comparative Example 4 Pulverized coal injection ratio (kg t-hot metal) 120 120 150 200 Blending of raw materials Sinter-A 75 76 77 78 Blast furnace Sinter-B--- ⁇ Clay 390 390 366 326 Condition Slag component MgO (%) 5.0 5.0 5.0 5.0 5.0
- Example 1 Example 2
- Example 3 Example 4
- Example 5 Example 6
- Example 7 Example 8
- the furnace heat level was the tapping temperature, and the air permeability of the entire blast furnace was determined by the gas pressure loss from 1.5 m above the tuyere to the top of the furnace.
- the viscosity of slag was evaluated by the occurrence of slag overflow in the slag gutter, and the stability of blast furnace operation was evaluated by tapping ratio. From these results, the following matters are clear.
- Pulverized coal injection ratio is low outside the scope of the present invention.
- the other main conditions were the same as in Comparative Example 1; Although the Si concentration decreases, the viscosity of the slag increases. Due to the decrease in the combustion rate of pulverized coal, the air permeability in the furnace tends to deteriorate, and the operation stability is not sufficiently ensured.
- Comparative Example 2 On the basis of the operating conditions in Comparative Example 1, when the PCR was increased to 150 to 20 OkgZt—hot metal within the scope of the present invention (Comparative Examples 3 and 4, respectively), the furnace The overall air permeability deteriorates, and especially the air permeability and liquid permeability in the lower part of the blast furnace deteriorate. As a result, the stability of the blast furnace operation becomes poor.
- the furnace heat level was raised to the normal level from the low level in Comparative Example 2 to restore the temperature, and at the same time, the PCR was performed at 150 to 200 kg / t-hot metal within the scope of the present invention.
- the viscosity of the slag was reduced, and the fluidity of the slag was improved.
- the liquid permeability was improved.
- the pressure loss at the lower part of the furnace was reduced and the hot metal Si concentration was reduced, and a satisfactory low silicon hot metal was produced.
- the stability of blast furnace operation was also obtained.
- Example 7 In the blast furnace operation of Example 7, the furnace heat level was lower than the normal level under the operating conditions of Example 6, but the air permeability in the furnace was secured by increasing the slag flow improvement effect. In addition to stable operation, hot metal with lower Si concentration was produced.
- Example 8 In Example 8, an eccentric double lance was used as a lance for pulverized coal injection under substantially the same conditions as in Example 2. (Examples 1 to 7 use a single lance.) As a result, the pulverized coal combustion efficiency was improved, and the pulverized coal was 20 O kg / t in Example 2 after maintaining the blast furnace air permeability constant. However, in Example 8, it increased to 2 16 kg / t, and neither the slag viscosity nor the Si concentration increased.
- Example 9 uses an eccentric double lance under almost the same conditions as Example 6. In this case, as a result of keeping pulverized coal constant at 200 kg / t, the slag ratio decreased and the Si concentration decreased.
- the Si concentration of the hot metal can be reduced in a high-volume blast furnace operation with a high level of pulverized coal of 150 kg / t-hot metal or more without being restricted by the raw material supply and demand process. Operations that can be suppressed can be performed stably. In that case, it is not necessary to keep the furnace heat level low, nor is it necessary to strictly limit the upper limit of the blast furnace slag ratio. It is possible to provide a method of injecting pulverized coal into such a blast furnace, which brings about an industrially useful effect.
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture Of Iron (AREA)
Description
低シリコン溶銑の 法
腿分野
本発明は、 微粉炭 (P C) を高炉の羽口から多量に吹き込む高炉操業において、 安定して低シリコン溶銑を製造する技術に関するものである。 背景漏
高炉における溶銑製造コストの削減と、 更にはコ一クス炉の赫延長を図ること に寄与することを目的として、 高炉羽口から微粉炭を多量に吹き込み、 コ一クス使 用量を低減させる高炉操業方法、 即ちコ一クス置換率を高めるための高炉操業方法 が開発されてきた。 高炉への微粉炭吹込み設備の一例を図 1 ( a) と図 1 ( b) に 示す。 同図に概略縦断面図を示すように、 高炉 1の下部に設けられた炉内への送風 用ブローパイプ 2の側壁を斜めに貫通挿入して微粉炭吹込み用ランス 3を設け、 こ の微粉炭吹込み用ランス 3からプロ一パイプ 2内を流れる熱風 7中に微粉炭 5を吹 き出させて、 羽口 4から高炉 1の炉内へ吹き込む。 こうして吹き込まれた微粉炭 5 は、 ブローパイプ 2及び羽口 4、 並びに羽口 4の前方に形成されるレースウェイ 6 内において燃焼するが、 一部分は未燃分がチヤ ^"となって、 あるいは石炭中の揮発 分が不完全燃焼して煤となり、 これらは炉内に持ち込まれる。 未燃チヤ一及び煤は 炉内で燃焼されるが、 高炉に吹き込まれる微粉炭の量が多くなると、 これらは完全 には燃焼消費されずに、 炉内に蓄積されるか、 又は炉頂部よりダストの一部となつ て排出される。 従って、 微粉炭の多量吹込みの効果を発揮させるためには、 微粉炭 の反応効率の向上を図って、 コーグス置換率を上昇させると共に、 安定した高炉操 業の確保が必要である。
ところが、 多量の微粉炭を吹き込む高炉の操業は一般に、 原燃料の性状や出銑滓 の影響を受け易く、 操業変動が増大する。 微粉炭の吹込み量を増やしていくと、 高 炉内の鉱石/コ一クス比 (0/C) の増加により熱流比 (固体装入物の熱容量/ガ
スの熱容量) カ 下し、 炉頂排ガスの持ち'出し顕熱が増加して熱効率が低下すると 共に、 炉内上 ·中部においては装入物の昇温速度が上昇し、 炉下部において融着帯 が上方に移動すると共にその厚さが増大し、 また塊コークスの滞留時間増加による 劣化が起こり、 炉内圧損が増大して操業変動の要因となる。
そこで、 このような操業変動の増大や熱効率の低下対策として、 炉熱レベルを上 げて操業の安定ィヒを図る。 しかしその結果、 溶銑温度レベルが上昇して溶銑中 S i 濃度が上昇する。 また、 微粉炭の吹込み量を増やしていくと、 鉱石 Zコークス比の 増加、 コークスの劣ィ匕あるいは微粉炭の未燃チヤ一の増加により、'高炉下部炉芯部 の通気'通液性が悪化して不活性化する。 その結果、 スラグがレースウェイ近傍を 流下するようになり、 スラグ中 S i 02がコ一クスゃ微粉炭の Cで還元されて S ϊ 〇ガスが生成し、 これが溶銑中 Cで還元されて S iが溶銑に移行し、 溶銑の S i濃 度が上昇する。 この間の状況は、 下記化学式: .
(S i 02) +C (コ一クス又は PC)
=S i O (g) +C〇 (g) · (1)
S i O (g) + [C] = [S i] +CO (g) (2) で表わされる。
溶銑の S i濃度上昇は、 高炉内で S i 02を還元するために多量の熱量が消費さ れたことを意味する。 また、 出銑後の溶銑炉外脱珪処理では、 脱珪剤使用量の増加 をきたし、 莫大なコストデメリットを招く。 そこで、 このデメリットを抑制するた めに、 高炉炉内において溶銑の S i濃度を低下させておくことが重要となる。
高炉炉内で溶銑の S i濃度を低下させる技術は多数提案されている。
従来の一般的方法として、 溶銑温度を低下させる方法が行なわれている (以下、 「先行技術 1 j という) 。 しかし、 この方法では、 スラグ粘性の上昇 (スラグの流 動性!^匕) や、 高炉内付着物の脱落等による溶銑温度の急激な低下が引き起こされ、 操業リスクが増加するという欠点がある。 特に、 微粉炭の多量吹込み時にはその影 響が大きくなる。
溶銑 S i濃度低下の他の方法として、 特開昭 57-237402号公報には、 微 粉炭と共に酸化鉄を吹込み、 羽口先の高温帯において、 脱珪反応: [S i] +2 (
Fe〇) = (S i〇2) +2Feにより溶銑中 S iを酸化低減させる方法が提案さ れ (以下、 「先行技術 2」 という) 、 先行技術 2を更に改善した特開昭 59-15 3812号公報には、 微粉炭に、 酸ィ匕鉄と共に C a 0源又は Mg〇源物質を混合し て吹き込むことにより、 上記高温帯におけるスラグの適切な高塩基度化を図り、 S i O (g) +2 (FeO) = (S i O2) + 2 F e反応及び上記脱珪反応を促進 すると共に、 上記 2反応で生成する高活量の S i 02を高塩基度スラグに速やかに 吸収させて再加珪反応を阻止するという方法が提案されている (以下、 「先行技術 3J という) 。
また、 特開昭 61 - 37902号公報には、 微粉炭と共に Mn鉱石粉を吹込み、 羽口先の高温帯において、 (Mn〇) 及び (Fe〇) により脱珪反応を起こさせて、 溶銑中 S iを酸化低減させる方法が提案されている (以下、 '「先行技術 4」 という ) 。 しかしながら、 これらの方法では酸化物の吹込みのために鉱石の粉碎工程や粉 碎されたものの羽口への搬送設備の増設が必要となり、 溶銑製造コストが非常に高 くなる。
また、 特開平 5— 78718号公報には、 吹き込まれる微粉炭中 S i O2の下記 (3) 〜 (5) 式:
S i O2 (コ一クス) +C (コークス) =S iO (g) +C〇 (g)
…… · '-… (3)
(S i〇2) + [C] =S i〇 (g) +CO (g) (4)
S i〇 (g.) + [C] = [S i] +C〇 (g) (5) による溶銑への加珪を抑制するために、 S i〇2含有率の高い微粉炭と低い微粉炭 とを別々のホッパーに入れ、 目標溶銑 S i濃度に応じて、 使用する微粉炭を選択す る方法が提案されている (以下、 「先行技術 5」 という) 。 しかし、 この方法では 別個のホッパーを設置し、 装入を調節しなければならないので、 設備コストがかか り、 石炭需給工程に制約が加えられる。
また、 特開平 7— 70616号公報には、 作り分けのベース溶銑 S i濃度を低減 させる方法として、 コ一クスに使用する非微粘結炭よりも S i〇2含有率が低い微 粉炭を使用することにより、 溶銑 S i濃度を低下させる方法が提案されている (以
下、 「先行技術 6」 という) 。 しかし、 この方法によると S i 02含有率の低い石 炭が必ずしも安価ではなかったり、 使用原料の制約を受けて原料需給上の制約が多 くなり、 長期間の操業を継続するのは現実的ではない。 上述したように、 先行技術 1〜先行技術 6にはいずれも一長一短があり、 微粉炭 の多量吹込みが安定して行なわれ、 総合的コストメリットが得られるような高炉の 低 S i操業技術は見当たらない。 高炉への微粉炭多量吹込み操業において、 高炉装 入原料の需給工程に制約されないことを前提条件とし、 低 S i溶銑製造の高炉操業 に関連する基本事項を整理すると、 下記の通りである。 ここで、 下記 (1) 及び ( 2) 式は、 加珪 (加 S i) に関連し、
(S i〇2) +C (コ一クス又は PC)
=S i O (g) +CO (g) (1)
S i〇 (g) + [C] = [S i] +C〇 (g) (2) 下記 (3) 式:
(S i〇2) +2 [Fe] = [S i] +2FeO (3) は、 炉床部湯溜部での復珪 (復 S i) に関連する反応式である。
基本事項 1 :羽口先での高温反応領域の温度を低下させて、 (1) 式及び (2) 式の反応速度及び化学平衡恒数が小さくなる方向にコントロールして、 溶銑中 S i 濃度を下げること、
基本事項 2 :溶融スラグ中 S i〇2の活量を小さくして、 ( 1 ) 式の化学平衡恒 数が小さくなる方向にコントロールし、 これによつて (2) 式の化学平衡恒数が小 さくなる方向にコントロールして、 溶銑中 S i濃度を下げること、
基本事項 3 :溶融スラグが羽口先の高温反応領域に近づくのを抑制することによ り、 スラグ中 S i〇2成分が (1) 式の反応に関らないようにすること、 更に、 S i〇ガスと溶銑との接触、 特に羽口先の高温反応領域における両者の接触を抑制す ることにより、 (2) 式の反応量を低減させて、 溶銑への加珪 (加 S i) を抑制す ること、
基本事項 4 :炉熱レベルを下げて低温出銑操業を行ない、 (3) 式の反応速度を
低下させることにより、 復珪 (復 S i ) を抑制すると共に、 (1 ) 式の反応 ¾ ^を ィ氐下させることにより加珪を抑制すること。
従来、 上記基本事項 1〜 4項の中でも、 炉熱レベルを低下させ、 特に羽口先での 高温反応領域の温度を低下させることが、 高炉から排出される溶銑の S i濃度低下 に対して有効な手段であり、 且つ炉床部湯溜部における溶銑温度の低下による溶融 スラグからの復珪 (復 S i ) を抑制するために有効であるとして、 高炉の低温操業 が広く採られてきた。
ところが、 前述したように、 溶銑温度を低下させた高炉操業には、 スラグの粘性 増加ゃ炉内付着物の脱落等による溶銑温度の急激な低下を招くことがあり、 操業不 安定のリスクを増加させるという欠点を伴う。 このような傾向は、 特に微粉炭の吹 込み量が多い場合には、 炉内通気性の^ ίヒ傾向が加わり、 一層顕著になる。
そこで、 本発明者等は、.微粉炭多量吹込みの高炉操業において、 特別な設備の新 設あるいは改造をすることなく、 品位の高い高価な原料を特別に調達することもな く、 変動する原料需給工程に従い予め与えられた所定の主原料と副原料等を用い、 それら原料の配合構成の調整手段により、 高炉の低温操業時に発生し易い炉内付着 物の脱落事故等を引き起こすことなく、 炉内圧損、 特に炉下部における圧損を増大 させることなく、 更に、 炉内滴下帯及びその下方部領域の炉芯部における溶銑滓の 降下流路を、 羽口先の高温領域に近づかせることなく、 できるだけ炉内半径方向の 中央部を降下させるようにすることが効果的であることに着眼した。
こうして、 特に、 上記基本事項 3で述べた対策を講ずることにこの発明の課題解 決の重点をおき、 そのための方法として、 高炉スラグの粘性を低下させてその流動 性を高めることを本発明の最大の課題とした。
次に、 上記課題の解決に際し、 溶銑製造のコストミニマムを目指し、 焼結鉱製造 工程から高炉操業までの一貫コスト低減の観点から、 焼結鉱として低シリカ焼結鉱 を適切に使用する場合について、 上記高炉スラグ粘性の適切な低下技術を開発する ことを課題とした。
発明の開示
本発明の目的は、 高炉への微粉炭多量吹込み操業を実施するに当たり、 高炉装入 原料に制約されることなく、 低コストで安定した操業を行なうことができ、 更には、 低シリ力焼結鉱を使用して焼結工程から高炉における溶銑製造工程までの一貫コス トの低減を図ることができる、 低シリコン溶銑の製造方法を提供することにある。 上記目的を達成するために、 本発明は, 以下からなる低シリコン溶銑の製造方法 を提供する。
[1] 微粉炭を 150 k gZ t—溶銑以上吹き込む、 高炉への微粉炭多量吹込み操 業における低シリコン溶銑の製造方法において、 高炉から排出されるスラグ中の M g〇含有率を 5. 5〜8. 5ma s s %の範囲内に調整し、 そして、 溶銑の S i濃 度を 0. 3 m a s %以下に制御することを特徴とする低シリコン溶銑の製造方法。
[2] [1]に記載の低シリコン溶銑の製造方法において、 1470 °C以上の出銑温度 で高炉を操業することを特徴とする低シリコン溶銑の製造方法。
[3] [1]又は [2]に記載の低シリコン溶銑の製造方法において、 270 kg/t- 溶銑以上のスラグ比で高炉を操業することを特徴とする低シリコン溶銑の製造方法。
[4] [1]から [3] のいずれかに記載の低シリコン溶銑の製造方法において、 上記 スラグ中の C a〇 (ma s s %) S i〇2 (ma s s%) を 1. 2〜1. 3の範 囲内で、 且つ当該スラグ中 A 12〇3濃度を 13〜16ma s s %の範囲内で高炉を 操業することを特徴とする低シリコン溶銑の製造方法。
C5] 微粉炭を 150 k g t—溶銑以上吹き込む、 高炉への微粉炭多量吹込み操 業における低シリコン溶銑の製造方法において、 炉頂から装入されるコ一クスを除 く装入物の 7 Oma s s %以上に、 S i〇2含有率が 4. 5ma s s%以下で、 且 つ MgO含有率が 1.„3ma s s %以下の焼結鉱を装入し、 そして、 MgO源副原 料の装入により高炉から排出されるスラグ中の MgO含有率を 5. 5〜8. 5ma s s %の範囲内に調整することに特徴とする低シリコン溶銑の製造方法。
[6] [5]記載の低シリコン溶銑の製造方法において、 上記低シリコン溶銑の S i 濃度を 0. 3 Oma s s %以下に制御することを特徴とする低シリコン溶銑の製造 方法。
図面の簡単な説明
図 1 (a) と (b) は、 高炉への微粉炭吹込み方法の例を示す概略縦断面図であ る。
図 2は、 高炉スラグの M g 0含有率とスラグ比との関係を例示するグラフである。 図 3は、 高炉スラグの MgO含有率と溶銑 S i含有率との関係を例示するグラフ であ o
図 4は、 高炉スラグの M g 0含有率に対する当該スラグの粘度の計算値との関係 を例示するグラフである。
図 5は、 高炉内への微粉炭吹込み方法の他の例を示す断面図である。
図 6は、 図 5の側面図である。 発明を実施するための形態
本発明者等は、 高微粉炭吹込み比 (高 PCR) 条件下における高炉操業 (高 PC R高炉操業) において、 変動する原燃料の需給条件及び原燃料の低コスト維持、 並 びに設備費等の低コスト維持を前提条件として、 先ず、 高炉スラグの流動性をよく するために、 高炉スラグの成分組成の調整について検討した。
高炉で生成するスラグの成分組成は、 使用する主原料及び副原料の各銘柄別スラ グ化成分の含有率及びその配合構成、 並びにコ一クス及び微粉炭製造用石炭の銘柄 別スラグ化成分の含有率及びその配合構成等に依存して変化する。 高炉スラグの粘 性は、 上記スラグの成分組成に依存して変ィ匕し、 更に、 スラグの温度、 従って溶銑 温度に依存して変化する。
高炉スラグの主要構成成分は、 S i 02、 CaO、 ¾1 0及び八12〇3の4成分か らなる。 この内、 S i〇2及び C a〇の含有率は、 スラグの塩基度 (C a〇ma s s %/S i 02m a s s %) が溶銑成分中 S濃度の重要な決定要因の一つであるか ら、 この塩基度設定値の制約を受けるので、 S i〇2及び C aOの含有率をそれぞ れ独立的に設定することは困難である。 従って、 S i〇2及び CaOの含有率をス ラグ粘性の調整因子とするのは必ずしも適切でない。 スラグの A 12O3含有率は、
A l 2〇3が主として、 コークス中の灰分や鉱石中に含まれているので、 原燃料需給 バランスにより変動する。 例えば、 近年の高品位鉄鉱石の枯渴化傾向を反映して、
A 12〇3含有率の高い所謂高アルミナ鉄鉱石が増加している。 但し、 高アルミナ鉄 鉱石の価格は安価である利点を有する。 従って、 スラグ中 A 12〇3含有率を従来水 準以下に制限することは得策でないと同時に、 鉄鉱石の原料需給工程上、 困難を伴 ラ。
これに対して高炉スラグ中 MgO成分は、 従来、 その機能がスラグの粘性調整に ある。' ところが、 スラグ中 Mg〇含有率の設定は、 従来、 MgO源副原料である M g〇— S i〇2系の蛇紋岩ゃ Mg〇一 C a〇系のドロマイトを、 高炉スラグ比 (溶 銑 1 t当たりのスラグ量 (kg) ) が、 固有の高炉操業条件により定められた目標 上限値以下となるようにした上で、 スラグ中 M g〇含有率が必要最小限の値となる ように、 そのときの原料配合率に応じて高炉装入時に調整される。
そこで、 本発明者等は、 スラグ中 MgO含有率の上昇による、 スラグの粘性低下 及び溶銑中 S i濃度の低下に対する作用 ·効果について検討した。
以下、 実用高炉における操業デ一夕を図 2〜図 4に図示する。
図 2は、 スラグの MgO含有率とスラグ比との関係を示し、 Mg〇含有率の増加 と共にスラグ比が減少していることがわかる。
図 3は、 スラグの MgO含有率と溶銑 S i含有率との関係を示し、 Mg〇含有率 の増加につれて溶銑 S i含有率は低減し、 ]^ 〇含有率が7]!1& 3 s%程度になる と、 溶銑 S i含有率に極小値が存在することが推定される。
図 4は、 スラグの M g 0含有率に対する当該スラグの粘度の計算値との関係を示 し、 MgO含有率の増加につれてスラグの粘度が低下することを示す。 同図におけ るスラグ粘度のバラツキは、 主に高炉間における主原料の構成差に起因するもので ある。
以上により下記知見を得た。
1. 溶融スラグ中の Mg〇濃度を高めることにより、 スラグの粘性を低下させる。 その結果、 高炉下部の滴下帯、 及びその下方部位の炉芯部における溶融スラグの降 下流路が、 羽口前方に形成されているレースウェイ近傍の高温反応領域側に逸れる
のを防いで、 鉛直下方に真っ直ぐ下りるようになる。 その結果、 上記 (1) 及び ( 2 式の反応を抑制し、 溶銑への加珪を抑制することができる。
2. 溶融スラグ中の MgO濃度を高めることにより、 レースウェイ近傍の高温反 応領域における Mgガス蒸気圧を高め、 前記 (2) 式の反応における S i Oガスの 分圧を下げて S i〇ガスの活量を低下させることにより、 (2) 式の反応を抑制し て、 スラグ中 S i〇2の還元による溶銑中への S iの移行を抑制して溶銑中 S i濃 度の上昇を抑制することができる。
3. 上記 1及び 2項に加えて更に、 高炉の適切な低温操業を行なうことにより、 安定した操業下において、 一層の低 S i溶銑の製造が可能となる。
4. 従来、 スラグ比の増加につれて炉下部圧損は増大すると考えられていたが、 本発明者等は、 今回、 高炉炉内全体の通気性を表わす指数として、 羽口上方 1. 5 mの位置から炉頂までに至る間の炉内 ΒΕί員に基づく通気性を指数 (一) 表示に変換 して、 スラグ比と当該炉内通気性を示す指数 (一) との関係を調査した結果、 スラ グ中 MgO含有率を 5. 5〜8. 5ma s s %の範 H内まで高めれば、 微粉炭を 1 5 Okg/t—溶銑以上吹き込む高炉操業においても、 出銑温度を 1480°C以上 に保持し、 スラグ比が 30 Okg/t一溶銑以下であれば、 炉内通気性を悪ィ匕させ ることなく、 安定した低シリコン操業ができることがわかった。
本発明は、 上記知見に基づきなされたものである。
本発明に係る低シリコン溶銑の製造方法は、 微粉炭を 150 k gZ t—溶銑以上 吹き込む、 高炉への微粉炭多量吹込み操業における低シリコン溶銑の製造方法にお いて、 高炉から排出されるスラグ中の Mg〇含有率を 5. 5〜8. 5ma s s%の 範囲内に調整し、 そして、 溶銑の を 0. 3 ma s s%以下に制御すること に特徴を有するものである。
図 1に示した高炉における微粉炭の吹込み設備において、 この発明の方法を下記 の通り行なう。 高炉 1の羽口 4部に取り付けられたブローパイプ 2に斜めに貫通し て装着された微粉炭吹込み用ランス 3から、 微粉炭を 150 k gZ t—溶銑以上、 熱風 7と共に、 高炉 1内に吹き込み、 溶銑を製造する。 この高炉操業において、 装 入原料は、 出銑滓口 8から排出される高炉スラグの成分組成の内、 Mg〇含有率が
5. 5〜8. 5ma s s%の範囲内に入るように、 装入主原料及び副原料中のスラ グ化成分組成を考慮してその装入量の配合をきめる。 また、 炉熱レベルは、 従来の 微粉炭吹込み比が 150 k gZ t—溶銑以上の高炉操業において採用されているよ うな高熱レベル操業、 あるいは低 S i溶銑製造操業において従来採用されているよ うな低温出銑操業は行なわない。 その他の高炉操業条件については特別のァクショ ンを採る必要はない。
装入原料及び装入コ一クスの配合率に関しては、 高炉スラグの成分組成の内、 MgO=5. 5〜8. 5ma s s %となるように調整され、 炉熱レベルが低温操業 にならない範囲、 例えば出銑温度が 1480で程度以上となるようにすれば、 特に 制限しなくてもよいが、 下記条件で行なえば、 焼結鉱製造工程から高炉操業までの 一貫工程における溶銑のコスト低減上一層有利であり、 また、 高垆における鉱石の 性を良好保持できると共に、 高炉スラグ比 ( ースラグ セー溶銑) が低減 して、 高 PC R高炉操業の安定ィ匕に寄与する。 即ち、 装入コークスを除く装入物の 70ma s s%以上に、 S i〇2≤4. 5ma s s %で且つ MgO≤ 1. 3ma s s%の焼結鉱を用い、 そして、 高炉スラグの Mg〇含有率が、 5. 5〜8. 5m a s s %の範囲内に入るよう調整するために、 ^^〇源副原料を«:装入する。 ここ で、 Mg〇源副原料としては、 蛇紋岩ゃドロマイト等を艇用いる。
上述した高炉操業において、 低シリコン溶銑が得られるように、 例えば、 溶銑 S i濃度が 0. 3 Oma s s %以下となるように、 炉熱レベルを 調 る。 この 場合、 スラグの MgO=5. 5〜8. 5ma s s %に調節しておけば、 高炉スラグ 比は、 270 1:—溶銑以上であっても、 300 k gZ t—溶銑以下であれば 差し支えない。
なお、 この発明のいずれの場合においても、 高炉スラグ中の CaO (m a s s % ) ZS i〇2 (ma s s %) (塩基度) が 1. 2〜1. 3の範囲内で、 且つ AI2O3 濃度を 13〜16ma s s %の範囲内に調整して高炉を操業することが望ましい。 スラグ塩基度を 1. 2〜1. 3の範囲内に調整することにより、 溶銑の S含有率 を所定の目標値以下に安定してすることができる。 また、 前述した近年増加傾向に ある A 12〇3含有率の高い所謂高アルミナ鉄鉱石 (例えば、 A l2〇3≥3. Oma
s s % ) を多量に用いた焼結鉱を装入原料として使用することができ、 鉄鉱石の原 料需給工程上の制約解消に寄与すると共に、 原料コスト低減に寄与する。
上記実施形態をとることにより、 高炉操業状態及び炉内反応等において下記特徴 的現象がみられる。 即ち、 スラグの成分組成中、 特に M g O濃度を通常操業におけ るよりも高くして 5 . 5〜8. 5 m a s s %の範囲にしたので、 スラグの粘性が低' 下すると共に、 羽口先近傍の高温反応領域における M gの蒸気分圧が高くなる。 ス ラグの粘性低下により炉芯部における通液性が改善され、 溶融スラグが羽口先近傍 の高温反応領域であるレースウェイ近傍を通らずにそのまま炉芯部を流下するよう になるので、 (1 ) 式で示した (S i 02) の微粉炭ゃコ一クスによる還元反応が 抑制されて、 S i Oガスの生成が抑制される。 更に、 この領域における M gの蒸気 分圧の上昇により、 S i〇ガスの活量が低下するので、 (2 ) 式で示した S i Oガ スの溶銑中 Cによる還元反応が抑制されて、 溶銑中 S i濃度の上昇が抑制される。 かくして、 溶銑の S i濃度を 0 . 3 m a s s %以下に制御することが可能となる。 また、 上記の通り、 炉芯部における通液性が改善されるので、 スラグ量の上限を 3 • 0 0 k gZ t—溶銑まで許容しても、 操業の安定性を確保することができる。
A 1 2〇3含有率を 1 3〜1 6 m a s s %の範囲内に調整することにより、 前述の 通り、 鉄鉱石銘柄ゃコークス用原料炭銘柄を特定する必要がないことを意味し、 使 用する原燃料に自由度を与えることができる他に、 スラグ粘性が上昇しない範囲内 にあることを意味し、 高炉操業を一層行ない易くすることができる。
このようにして、 この発明の高炉操業方法により、 微粉炭を羽口から多量に吹き 込んでも、 溶銑の低シリコン操業を安定して行なうことが可能となる。
図 5は、 高炉内への微粉炭吹込み方法の他の例を示す断面図、 図 6は、 図 5の側 面図である。
図 5および図 6において、 3は、 羽口 4に接続されたブローパイプ 2内に挿入さ れた 2本の微粉炭吹込み用ランスである。 ランス 3は、 その先端が羽口 4側に向く ように、 各ランス 3の中心軸線(1)がブローパイプ 2の軸線 (L)と交差しないように、 そして、 ブローパイプ 2の中心軸線 (0)に関して軸対称となるように配置されてい る。
微粉炭は、 2本のランス 3からキャリアガスと共に 15111/s ec程度の流速でブ口 —パイプ 2内に吹込まれるが、 2本のランス 3の先端は、 同一直線上において対向 せず、 軸対称位置に配置されているので、 微粉炭は互いに干渉されずにプロ一パイ プ 2内に吹込まれて, 速やかにブローパイプ 2内において拡散する。 しかも、 微粉 炭は、 プロ一パイプ 2内において旋回しながら羽口 4側に移動するので、 熱風中の 酸素との接触効率が一段と良くなり、 したがって、 微粉炭の燃焼効率が向上する。 キャリアガスは、 窒素、 空気、 酸素, C O, C〇2ガスの内の少なくとも一つから なる。 この発明を実施例により更に説明する。
本発明に係る低シリコン溶銑の製造方法の範囲内にある実施例、 及びその範囲外 にある比較例について試験を行なった。 実施例における高炉操業方法及び条件は、 この発明の実施の形態において上述した方法及び条件に準じて行なった。 表 1〜 2 に試験結果を、 表 3、 4に微粉炭及び焼結鉱の成分組成をそれぞれ示す。
(% : mass%)
比較例 1 比較例 2 比較例 3 比較例 4 微粉炭吹込み比 (kg t—溶銑) 120 120 150 200 装入原料の配合 焼結鉱- A 75 76 77 78 高炉 焼結鉱 -B 一 ― ― ― す不未 コークス 390 390 366 326 条件 スラグ成分 MgO (%) 5.0 5.0 5.0 5.0
Al203 (%) 14.6 14.6 14.6 14.6
CaO%/Si02% 1.27 1.27 1.27 1.27 スラグ比 (kg/t—溶銑) 280 280 270 260 出銑温度 (°C) 1500 1480 1500 1500 溶銑 Si濃度 (%) 0.30 0.23 0.32 0.45 高炉全体の通気性(―) 1.4 1.6 1J 1J 高炉 コ一クス置換率 (%) 0.8 0.8 0.8 0.8 操業 溶銑 S濃度 (%) 0.028 0.033 0.025 0.025 δ¾験 スラグ樋オ バ一フロー発生 無し 有り 有り 有り 高炉操業の安定性 o Δ X X X スラグの粘性評価 〇 X 厶 Δ
表 2
(% : mass%)
ハ 実施例 1 実施例 2 実施例 3 実施例 4 実施例 5 実施例 6 実施例 7 実施例 8 実施例 9 微粉炭吹込み比 (kg/t 溶銑) 150 200 160 210 170 220 200 216 220 装入原料の配台 焼結鉱- A 72 76 76
咼炉 焼結鉱- B 75 75 78 80 72 80 操業 コ一 ス 366 326 358 318 350 310 326 312 304 条件 スラグ成分 MgO(%) 5.5 8.2 6.3 8.5 6.2 8.4 7.5 8.2 8.4
Al203( ) 14J 14.3 14.8 15.1 15.1 15.0 15.1 14.3 15.1
CaO /"Si02% 1.27 1.27 1.27 1.27 1.27 1.27 1.2フ 1.27 1.27 スラグ比 (kg t—溶銑) 296 288 287 280 2フ5 270 266 283 258 出銑温度 (°C) 1496 1503 1508 1497 1501 1503 1481 1505 1504 溶銑 Si濃度(%) 0.24 0.23 0.22 0.27 0.27 0.26 0.19 0.23 0.19 高炉全体の通気性 (一) 1.5 1.4 1.4 1.5 1.4 1.5 1.4 1.4 1.4 高炉 コ一クス置換率 2) (%) 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.9 0.9 操業 溶銑 S濃度 (%) 0.031 0.025 0.023 0.036 0.029 0.031 0.031 0.025 0.028 スラグ樋才- -パーフロー発生 無し 無し 無し 無し 無し 無し 無し 無し . 無し 高炉操業の安定性 O Ο 〇 Ο 〇 o o 〇 〇 スラグの粘性評価 O © o ◎ 〇 ◎ ◎ ◎
表 3
(mass%)
^mass
Fe . Si02 Al203 CaO gO n P S
56.93 4.89 1.91 10.34 1.2 0.17 0.056 0.017 焼結鉱 A
58.02 4.36 1.62 9.5 1.14 0.17 0.053 0.015 焼結鉱 B
試験における操業条件及び操業成績判定の指標として、 炉熱レベルは出銑温度で、 高炉の炉内全体の通気性は羽口上方 1 . 5 m位置から炉頂に至るガスの圧損で、 ス ラグの粘性はスラグ樋におけるスラグオーバ一フローの発生状況で、 そして、 高炉 操業の安定性は出銑比で評価した。 これらの結果より、 下記事項が明らかである。
1 . 微粉炭吹込み比 (P C R) が本発明の範囲外に低い 1 2 0 k gZ t—溶銑の 操業において、 従来操業における通常の炉熱レベル条件で、 本発明の範囲外に低い 高炉スラグの M g O含有率 (= 5. O m a s s %) となるように装入物の配合調整 をした場合には、 溶銑 S i濃度が所期目的を満たさない水準の高い値 (S i含有率 = 0 . 3 O m a s s %) に留まっている (比較例 1参照) 。 これに対して、 比較例 2の高炉操業においては、 低 S i溶銑を得るために、 他の主要条件を比較例 1と同 一 τ準において、 ;):戸熱レベルを低下させると、 溶銑 S i濃度は低下するが、 スラグ 粘性の上昇ゃ微粉炭の燃焼率の低下により、 炉内の通気性が悪化する傾向を示し、 操業の安定性が十分確保されない。
2. 比較例 1における操業条件を基準にして、 P C Rを本発明の範囲内となる 1 5 0ないし 2 0 O k gZ t—溶銑に高めると (それぞれ比較例 3、 比較例 4) 、 炉 内全体の通気性が悪化し、 特に高炉下部における通気 ·通液性が 匕する。 その結 果、 高炉操業の安定性が悪くなる。
3. そこで、 炉熱レベルを比較例 2の低水準に対して通常水準まで高めて復旧さ せると同時に、 P C Rを本発明の範囲内に入る 1 5 0ないし 2 0 0 k g/ t—溶銑 に高めた高炉操業において (それぞれ実施例 1、 実施例 2 ) 、 スラグの M g O濃度 を本発明の範囲内まで高めると、 スラグの粘性が低下してスラグの流動性がよくな り、 高炉下部における通気 ·通液性が改善 ·向上して炉下部の圧損が低減すると共 に、 溶銑 S i濃度が低下して満足すべき低シリコン溶銑の製造が行なわれた。 しか も、 高炉操業の安定性も得られた。
4. 次に、 炉熱レベルを通常水準のままにおいて、 焼結鉱の S i〇2含有率が一 層低い焼結鉱を装入して、 高炉スラグ比を低め、 且つスラグの M g〇濃度を本発明 の範囲内まで高めた装入原料配合条件で操業した。 その結果、 炉内通気性は良好に 保持されて高炉操業の安定性が確保され、 更にスラグの粘性が低下し、 またレース
ウェイ近傍における高温反応域における M gガス分圧の上昇が加わり、 低シリコン 溶銑を安定して製造することができたと、 上記 M gガス分圧の上 (実施例 3、 実施 例 4参照) 。 また、 S i〇2含有率の低い焼結鉱の高炉装入比率を上げることによ り、 炉内還元性が向上し、 生産性が一層向上した (実施例 5、 6参照) 。
5 . なお、 実施例 7の高炉操業では、 実施例 6の操業条件の内、 炉熱レベルを通 常水準よりも下げたが、 スラグの流動性改善効果昇作用により、 炉内通気性が確保 されて安定操業が行なわれると共に、 S i濃度の一層低い溶銑が製造された。
6: 実施例 8は実施例 2とほぼ同条件で微粉炭吹込みのランスとして、 偏芯ダブ ルランスを使用したものである。 (実施例 1から 7はシングルランス使用)この結果、 微粉炭の燃焼性が向上し、 高炉の通気性を一定に確保したうえで実施例 2では微粉 炭 2 0 O kg/tであったものが実施例 8では 2 1 6 kg/tまで上昇し、 尚且つスラグ粘 性、 S i濃度ともに上昇することはなかった。
7 . 実施例 9は実施例 6とほぼ同条件で偏芯ダブルランスを使用したものである。 この場合は微粉炭を 2 0 0 k g/ tと一定にした結果、 スラグ比が低下し S i濃度 の低下が得られた。
上述した通り、 この発明によれば、 特別に炉熱レベルを下げなくても、 また高炉 スラグ比を特に低下させなくても、 1 5 0 k g/ t —溶銑以上の高 P C R操業にお いて、 低シリコン溶銑を安定操業下において製造することができることがわかる。 また、 S i〇2含有率を適切に下げた焼結鉱の使用、 適度の高炉スラグ比の低減、 あるいは離の炉熱レベル低下の採用を 組み合わせることにより、 1 5 0 k g / t—溶銑以上の高 P C R操業において、 一層の低 S i濃度の溶銑を安定操業下に おいて製造することができることが明らかとなつた。
上述した通り、 この発明の方法 よれば、 原料需給工程の制約を受けることなぐ 微粉炭を 1 5 0 k g/ t—溶銑以上という高水準の多量吹込み高炉操業において、 溶銑の S i濃度を低く抑えることができる操業を、 安定して行なうことが可能とな る。 その場合、 必ずしも、 炉熱レベルを低く抑える必要はなく、 また高炉スラグ比 上限を厳しく制限する必要もない。 このような高炉への微粉炭吹込み操業方法を提 供することができ、 工業上有用な効果がもたらされる。
Claims
1. 高炉の羽口から微粉炭を溶銑トン当たり少なくとも 15 O kg以上吹き込むェ 程;
前記高炉から溶銑と溶融スラグを排出する工程;
前記高炉から排出されるスラグの MgO含有率を 5. 5〜8. 5ma s s%に 調整する工程; .
前記溶銑の S i濃度を 0. 3ma s s %以下に制御する工程、 .
を有する低シリコン溶銑の製造方法。
2. さらに、 高炉から排出される溶銑の温度を少なくとも 1480°C以上に制御す る工程を有する請求の範囲 1に記載の低シリコン溶銑の製造方法。
3. さらに、 スラグ比を溶銑トン当たり少なくとも 270 kg以上に制御する工程 を有する請求の範囲 1に記載の低シリコン溶銑の製造方法。
4. さらに、 前記スラグ中の C a〇 (ma s s %) ZS i〇2 (ma s s %) を 1
. 2〜1. 3の範囲に、 且つ当該スラグ中 A 12〇3濃度を 13〜16ma s s %の 範囲に制御する工程を有する請求の範囲 1に記載の低シリコン溶銑の製造方法。
5. 高炉の羽口から微粉炭を溶銑トン当たり少なくとも 150kg以上吹き込むェ ¾; '
高炉の炉頂から焼結鉱、 コ一クスと MgO SU原料を装入する工程; 前記焼結鉱の割合を、 装入されるコークスを除く装入物の 7 Oma s s %以上 に制御する工程;
前記焼結鉱の S i O2含有率を 4. 5ma s s %以下に、 且つ Mg〇含有率を 1. 3 m a s s %以下に制御する工程;
前記高炉から溶銑と溶融スラグを排出する工程;
M g〇源副原料の装入量を制御することにより高炉から排出されるスラグ中の MgO含有率を 5. 5〜8. 5ma s s %の範囲内に調整する工程、
を有する低シリコン溶銑の製造方法。
6. さらに、 前記溶銑の S i濃度を 0. 30 m a s s %以下に制御する工程を有す る請求の範囲 5に記載の低シリコン溶銑の製造方法。
Priority Applications (3)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| BR0307107-3A BR0307107A (pt) | 2002-01-24 | 2003-01-23 | Método para produção de ferro fundido com baixo teor de silìcio |
| KR1020047010497A KR100611167B1 (ko) | 2002-01-24 | 2003-01-23 | 저실리콘 용선의 제조방법 |
| JP2003562340A JP4325401B2 (ja) | 2002-01-24 | 2003-01-23 | 低シリコン溶銑の製造方法 |
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2002015702 | 2002-01-24 | ||
| JP2002-15702 | 2002-01-24 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| WO2003062473A1 true WO2003062473A1 (fr) | 2003-07-31 |
Family
ID=27606118
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PCT/JP2003/000587 Ceased WO2003062473A1 (fr) | 2002-01-24 | 2003-01-23 | Procede de production de metal liquide a faible teneur en silicium |
Country Status (6)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JP4325401B2 (ja) |
| KR (1) | KR100611167B1 (ja) |
| CN (1) | CN1615370A (ja) |
| BR (1) | BR0307107A (ja) |
| TW (1) | TWI223006B (ja) |
| WO (1) | WO2003062473A1 (ja) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2007119891A (ja) * | 2005-10-31 | 2007-05-17 | Nippon Steel Corp | 高炉操業方法 |
| JP2020164886A (ja) * | 2019-03-28 | 2020-10-08 | 株式会社神戸製鋼所 | 高炉の操業方法 |
Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN111057807B (zh) * | 2020-01-07 | 2021-08-17 | 武钢集团昆明钢铁股份有限公司 | 一种超低硅低硫合格生铁的冶炼方法 |
| WO2022009617A1 (ja) * | 2020-07-06 | 2022-01-13 | Jfeスチール株式会社 | 溶銑温度の制御方法、操業ガイダンス方法、高炉の操業方法、溶銑の製造方法、溶銑温度の制御装置および操業ガイダンス装置 |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPH03215620A (ja) * | 1990-01-19 | 1991-09-20 | Nkk Corp | 高炉へのフラックス吹込み方法 |
| JPH08157913A (ja) * | 1994-10-05 | 1996-06-18 | Nippon Steel Corp | 高炉の操業法 |
| JPH1030104A (ja) * | 1996-07-16 | 1998-02-03 | Nippon Steel Corp | 高炉操業方法 |
| JPH1129803A (ja) * | 1997-07-10 | 1999-02-02 | Nippon Steel Corp | 高被還元性焼結鉱を使用した高炉操業方法 |
| JPH1143710A (ja) * | 1997-07-23 | 1999-02-16 | Nippon Steel Corp | 微粉炭多量吹き込み時の高炉操業方法 |
| JP2001107114A (ja) * | 1999-10-06 | 2001-04-17 | Nippon Steel Corp | 高被還元性焼結鉱を使用した高炉操業方法 |
-
2003
- 2003-01-23 CN CNA038022745A patent/CN1615370A/zh active Pending
- 2003-01-23 BR BR0307107-3A patent/BR0307107A/pt not_active Application Discontinuation
- 2003-01-23 WO PCT/JP2003/000587 patent/WO2003062473A1/ja not_active Ceased
- 2003-01-23 TW TW092101454A patent/TWI223006B/zh not_active IP Right Cessation
- 2003-01-23 JP JP2003562340A patent/JP4325401B2/ja not_active Expired - Lifetime
- 2003-01-23 KR KR1020047010497A patent/KR100611167B1/ko not_active Expired - Fee Related
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPH03215620A (ja) * | 1990-01-19 | 1991-09-20 | Nkk Corp | 高炉へのフラックス吹込み方法 |
| JPH08157913A (ja) * | 1994-10-05 | 1996-06-18 | Nippon Steel Corp | 高炉の操業法 |
| JPH1030104A (ja) * | 1996-07-16 | 1998-02-03 | Nippon Steel Corp | 高炉操業方法 |
| JPH1129803A (ja) * | 1997-07-10 | 1999-02-02 | Nippon Steel Corp | 高被還元性焼結鉱を使用した高炉操業方法 |
| JPH1143710A (ja) * | 1997-07-23 | 1999-02-16 | Nippon Steel Corp | 微粉炭多量吹き込み時の高炉操業方法 |
| JP2001107114A (ja) * | 1999-10-06 | 2001-04-17 | Nippon Steel Corp | 高被還元性焼結鉱を使用した高炉操業方法 |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2007119891A (ja) * | 2005-10-31 | 2007-05-17 | Nippon Steel Corp | 高炉操業方法 |
| JP2020164886A (ja) * | 2019-03-28 | 2020-10-08 | 株式会社神戸製鋼所 | 高炉の操業方法 |
| JP7130898B2 (ja) | 2019-03-28 | 2022-09-06 | 株式会社神戸製鋼所 | 高炉の操業方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| KR20040071287A (ko) | 2004-08-11 |
| KR100611167B1 (ko) | 2006-08-09 |
| BR0307107A (pt) | 2004-12-28 |
| TWI223006B (en) | 2004-11-01 |
| TW200302284A (en) | 2003-08-01 |
| CN1615370A (zh) | 2005-05-11 |
| JPWO2003062473A1 (ja) | 2005-05-26 |
| JP4325401B2 (ja) | 2009-09-02 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JP4697340B2 (ja) | 高炉操業方法 | |
| AU2008301651B2 (en) | Process for producing molten iron | |
| US8012237B2 (en) | Process for producing molten iron | |
| JP2933809B2 (ja) | 移動層型スクラップ溶融炉の操業方法 | |
| WO2003062473A1 (fr) | Procede de production de metal liquide a faible teneur en silicium | |
| JP3589016B2 (ja) | 高炉操業方法 | |
| JP5012138B2 (ja) | 高炉操業方法 | |
| JP2011032584A (ja) | 高炉操業方法 | |
| JP4325128B2 (ja) | 高炉への微粉炭多量吹込みにおける低シリコン操業方法 | |
| JP2983087B2 (ja) | 溶融還元の操業方法 | |
| JP2881840B2 (ja) | 高炉羽口粉体吹き込み方法 | |
| JP5831219B2 (ja) | 溶鉄の昇熱方法 | |
| JP5400600B2 (ja) | 高炉操業方法 | |
| JP4015873B2 (ja) | 微粉炭吹き込み操業における溶銑Si制御方法 | |
| WO1997012066A1 (en) | Chromium ore smelting reduction process | |
| JP2921392B2 (ja) | 高炉の操業方法 | |
| JP2014005482A (ja) | 高炉の操業方法 | |
| JP2004010948A (ja) | 高炉操業方法 | |
| JP2006022408A (ja) | 溶鉄製造方法 | |
| JPH0442448B2 (ja) | ||
| JPH0770616A (ja) | 高炉の溶銑成分制御方法 | |
| JPH0480312A (ja) | 溶銑の製造方法 | |
| JPH0637646B2 (ja) | 高炉での低Si濃度溶銑の製造方法 | |
| JPH09316510A (ja) | 炉壁保護方法 | |
| JP2000096113A (ja) | 粉体鉄源の高炉への吹き込み方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| AK | Designated states |
Kind code of ref document: A1 Designated state(s): BR CN IN JP KR |
|
| WWE | Wipo information: entry into national phase |
Ref document number: 2003562340 Country of ref document: JP |
|
| DFPE | Request for preliminary examination filed prior to expiration of 19th month from priority date (pct application filed before 20040101) | ||
| WWE | Wipo information: entry into national phase |
Ref document number: 880/KOLNP/2004 Country of ref document: IN |
|
| WWE | Wipo information: entry into national phase |
Ref document number: 1020047010497 Country of ref document: KR |
|
| WWE | Wipo information: entry into national phase |
Ref document number: 20038022745 Country of ref document: CN |