Deprecated: The each() function is deprecated. This message will be suppressed on further calls in /home/zhenxiangba/zhenxiangba.com/public_html/phproxy-improved-master/index.php on line 456
JP3617464B2 - Blast furnace operation method - Google Patents
[go: Go Back, main page]

JP3617464B2 - Blast furnace operation method - Google Patents

Blast furnace operation method Download PDF

Info

Publication number
JP3617464B2
JP3617464B2 JP2001074228A JP2001074228A JP3617464B2 JP 3617464 B2 JP3617464 B2 JP 3617464B2 JP 2001074228 A JP2001074228 A JP 2001074228A JP 2001074228 A JP2001074228 A JP 2001074228A JP 3617464 B2 JP3617464 B2 JP 3617464B2
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
slag
blast furnace
pulverized coal
mgo
tio
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.)
Expired - Fee Related
Application number
JP2001074228A
Other languages
Japanese (ja)
Other versions
JP2002275513A (en
Inventor
昌宏 柏田
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Nippon Steel Corp
Original Assignee
Sumitomo Metal Industries Ltd
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
Application filed by Sumitomo Metal Industries Ltd filed Critical Sumitomo Metal Industries Ltd
Priority to JP2001074228A priority Critical patent/JP3617464B2/en
Publication of JP2002275513A publication Critical patent/JP2002275513A/en
Application granted granted Critical
Publication of JP3617464B2 publication Critical patent/JP3617464B2/en
Anticipated expiration legal-status Critical
Expired - Fee Related legal-status Critical Current

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture Of Iron (AREA)

Description

【0001】
【発明の属する技術分野】
本発明は、微粉炭の多量吹き込みの時の高炉操業の安定化を目的とする高炉操業方法に関する。
【0002】
【従来の技術】
従来にあっても、高炉における羽口からの微粉炭吹き込み操業は、コークスとの置き換えによるコスト低減を図るため、あるいはコークス炉の老朽化に伴うコークス生産量の低下対応策として、高炉メーカ各社とも実施している。さらに最近では微粉炭吹き込み量は150kg/pt( 溶銑トン当たりの微粉炭kg、以下同じ) を越え、250kg/ptのレベルで操業する高炉もみられるようになった。
【0003】
ここで、羽口からの微粉炭吹き込み量が150kg/ptを超える操業を、特に「高微粉炭吹き込み操業」と称する。
しかしながら、高微粉炭吹き込み操業では、吹き込まれた微粉炭は羽口先端のレースウェイでは完全には燃焼しきれず、未燃カーボンおよび燃焼後の灰分がレースウェイ奥のコークス充填層 (以下、炉芯コークス層) 内に粉状体として残留する。以下、「残留粉」という。
【0004】
図1は、微粉炭吹き込み量に対する未燃カーボン量 (計算値) と休風時羽口より採集したコークス中に含まれる−3mmの粉率を示すグラフである。同図には、付随条件として羽口吹込み空気中の酸素富化率をも併せて示す。
【0005】
図1の結果からも分かるように、この未燃カーボンは微粉炭吹き込み量150kg/pt以上で急激に増加する。
微粉炭吹き込み量150kg/pt以上では上部から溶融した銑鉄およびスラグが滴下し、未燃カーボンおよび灰、つまり残留粉を巻き込み炉床に滴下していく。特にスラグが残留粉を含有した場合、その流動性が悪化することは、基礎研究でも知られており (CAMP−ISIJ VOL.1(1988)−1070) 、また実際の操業においても、高微粉炭吹き込み操業で炉内に残る溶銑およびスラグの量の増加、あるいは排出されるスラグの流動性の悪化はときに経験されるところである。
【0006】
このような現象は、高炉の安定操業を阻害するものであり、高微粉炭吹き込み操業の微粉炭吹き込み量の増加の妨げになっている。
ところで従来にあっても、高微粉炭吹き込み操業においてスラグの性状を規定した技術としては、特開平11−43710 号公報や特開平11−29803 号公報に開示された発明などがある。しかし、それらは更なる生産性の向上のために焼結鉱の被還元性を改善することを目的とするものである。
【0007】
例えば、特開平11−43710 号公報の開示する発明では、主原料である焼結鉱のSiOを3.9 %未満、およびMgO を0.5 〜1.2 %、Alを1.8 〜2.5 %、かつ (CaO/SiO を1.9 〜2.5 とし、焼結鉱の被還元性を向上させた結果、高炉スラグのAlが13.0〜16.0%、MgO が4.0 〜8.0 %となるものである。
【0008】
しかし、スラグの流動性に対する改善効果が認められず、かつスラグの組成成分も異なる。
特開平11−29803 号公報の開示する発明も、主原料である焼結鉱のSiOを5.0 %未満、およびMgO を1.0 %かつ (CaO/SiO) を1.8 〜2.5 とし、焼結鉱の被還元性を向上させかつ、SiO、MgO 源である塊状副原料を高炉炉頂から装入、あるいは粒状副原料を羽口から吹き込み、その結果、高炉スラグのAlが13.0〜16.0%、MgO が4.0 〜8.0 %となる。
【0009】
これも上述の場合と同様に、スラグ流動性の問題を解決するものではない。
【0010】
【発明が解決しようとする課題】
本発明の課題は、高微粉炭吹き込み操業での炉内に残る溶銑およびスラグの量の増加による、あるいは排出されるスラグの流動性悪化による高炉の安定操業の阻害という問題を解決する有効な技術を開発することである。
【0011】
【課題を解決するための手段】
本発明者らは、上述の課題を解決すべく、種々検討を重ね、まず、スラグに含有されるMgO 、TiOはその濃度が高いほど、スラグの粘性を低下させ、かつ結晶化温度を低下させる成分であることに着目した。そして、そのようなMgO 、TiOの特徴を生かし、高微粉炭吹き込み操業時に悪化するスラグの粘度を、それらの濃度を増加させることにより、スラグの粘度を低下させ高微粉炭吹き込み操業時の悪影響を改善することができることを知り、本発明を完成した。
【0012】
ここに、本発明は、次の通りである。
(1)羽口からの微粉炭吹き込み量150kg/pt以上の高炉操業において、高炉から排出されるスラグ中のMgO 濃度を8mass%超になるようにスラグ調整を行うことを特徴とする、高炉操業方法。
【0013】
(2)羽口からの微粉炭吹き込み量150kg/pt以上の高炉操業において、高炉から排出されるスラグ中のTiO濃度を1.5 mass%以上になるようにスラグ調整を行うことを特徴とする、高炉操業方法。
【0014】
【発明の実施の形態】
次に、本発明の実施の形態を説明するが、これらの説明は本発明の単なる説明であって、それによって本発明を不当に制限するものではない。なお、以下の説明においてスラグ組成を示す「%」は、特にことわりがないかぎり、「mass%」である。
【0015】
本発明においては、微粉炭吹き込みによる高炉操業を前提とするが、このような高炉操業は、すでに公知であって、本発明においてもそれを繰り返すことでよいが、その他、本発明の精神を逸脱しないかぎりその多くの変更例も考えられる、特定のものに制限されないこと当業者には容易に理解されよう。
【0016】
すでに述べたように高微粉炭吹き込み操業での問題は残留粉の増大である。
そこで、まず、そのような微粉炭吹き込み操業において、炉芯コークス層での残留粉の含有量を少なくする手段として、微粉炭の燃焼率向上を目的とした酸素富化量の増加などが挙げられるが、酸素コストの増加などで限度がある。従って、本発明にあっては、残留粉の含有により悪化したスラグの流動性を、スラグの成分を調整する事により改善するのである。
【0017】
高炉スラグの組成成分は、SiO、CaO 、Al、MgO 、TiO などである。
これらのうちまず最も濃度の高いSiO、CaO については塩基度 (CaO/SiO) が挙げられるが、流動性を高めるために、塩基度を高めると、粘性は低下するが、一方、結晶化温度が上昇し出銑口から排出されるスラグ温度との結晶化温度との差がなくなり、炉熱変動時などにスラグが凝固してしまうというリスクが高まるため、通常、CaO/SiO=1.20〜1.30の範囲で調整される。
【0018】
またAlは低いほどスラグの粘性を低下させるが、低Alの鉄鉱石が必要とされ経済的に限度がある。通常は14.5〜15.5%含有される。
したがって、本発明では残りの成分である、MgO 、TiO についてその濃度を規定した。
【0019】
スラグに含有されるMgO 、TiOはその濃度が高いほど、スラグの粘性を低下させ、かつ結晶化温度を低下させる成分である。このような特徴を生かし、高微粉炭吹き込み操業時に悪化するスラグの粘度を、それらの濃度を増加させることにより、スラグの粘度を低下させ高微粉炭吹き込み操業時の悪影響を改善するものである。
【0020】
ここで、スラグの粘度は組成と温度の関数であって、例えば、「材料とプロセス」vol.12(1999),p710 に記される下記の式に従って求められる。
η={1+0.0070(1500 −T) }η1500
η1500=12.6 (C/S) −33.1 (C/S) −0.52(MgO) +
0.42 (Al)−0.29(TiO)+21.72
η:粘度 (poise)、T:温度 (℃) 、C/S:塩基度 (−)
Al、MgO 、TiO [mass %]
MgO はスラグ塩基度を調整する際、SiOを含む原料に同時に含まれ、高炉に炉頂から投入される。
【0021】
通常MgO は8%以下の濃度でスラグに含まれる。しかし、本発明ではスラグ粘度を低下させるため8%超含有するスラグを得るべくスラグ調整を行う。また8%超の濃度で調整すべく炉内に装入する原料の配合量を増しても、MgO は溶銑中のSiあるいはS濃度を下げるため、経済面では悪化にならない。したがって、上限はない。しかし、一般には8.0 %以下である。下限値を8%超に規定するのは、8%以下の濃度の場合、スラグの粘性低下の効果が十分でなく、しかも溶銑中のSiあるいはS濃度が過度に上昇し、製鋼工程でのコストを悪化させるからである。好ましくは8.5 %以上である。
【0022】
さらに、本発明ではスラグ組成がTiO 1.5%以上となるようにスラグ調整を行う。TiOは通常、炉底耐火物を保護するために、装入TiOの原単位として5kg/pt 程度装入される。この場合、スラグ中のTiO濃度は1.5 %程度である。またスラグの流動性を改善するためにTiO濃度を高めるべく、TiO源となる鉱石の投入量を増すことで、より一層炉底耐火物の保護が図れ、高炉の寿命延長効果を考慮すると、経済面では悪化にならない。下限値として1.5 %に規定するのは、それより少ない濃度では、炉底レンガ保護の観点より悪影響が出るためである。
【0023】
このように本発明にあっては、スラグ中のMgO および/またはTiOを上述のように規定すべく、スラグ調整を行うが、かかるスラグ調整は、すでに説明したように、MgO 、TiO供給源を高炉原料と一緒に投入するか、あるいは羽口から炉内に投入することで行う。羽口からの投入は微粉状としてから行う。そのときすでに高炉原料として投入されているMgO 、TiOの量を考慮して、あるいはさらにスラグ調整を行う以前のスラグ組成中のMgO 、TiO濃度を考慮して、スラグ調整を行う。そして、新たに投入するあるいは吹込むMgO 源、TiO源は、歩留り等を考慮して経験的にスラグ組成への変動量を推測して、その 投入 (吹込) 量を決定すればよい。好ましくはMgO 、TiOの両者を調整するのがよい。
【0024】
スラグ調整のために添加するMgO およびTiOは、その供給源を炉頂もしくは羽口から投入するが、羽口からの場合には微粉状で供給する必要がある。通常は、炉頂から他の原料とともに供給すればよい。
【0025】
MgO 源としては、蛇絞岩、ドロマイト、TiO源としては砂鉄を挙げることができる。
本発明によるスラグ調整後のスラグ組成の好適例は次の通りである。
【0026】
SiO:30〜35%
CaO :40〜43%
CaO/SiO:1.20〜1.30
MgO :8.0 〜9.5 %
TiO:1.6 〜2.3 %
次に、本発明の作用効果を実施例によってさらに具体的に説明する。
【0027】
【実施例】
高微粉炭吹き込み操業による高炉操業に際して、本発明に従い、テスト的に炉頂よりMgO 源としての蛇絞岩およびTiO源としての砂鉄を焼結鉱に添加し、焼成した焼結鉱を投入し、スラグのMgO 濃度、TiO濃度を調整した。
【0028】
図2および図3は、本例の実施例の条件を説明する模式図である。
図2は、微粉炭吹き込み量とスラグ中のMgO 含有量との関係を示すが、本発明例にあっては、スラグ中のMgO 含有量は8%超であった。
【0029】
図3は、微粉炭比とスラグ中のTiO含有量との関係を示すが、本発明例にあっては、スラグ中のTiO含有量は1.5 %以上であった。
本発明例によれば、微粉炭吹き込み量が150kg/pt以上であっても安定操業が実現され、操業上のトラブルは何ら発生しなかった。一方、本発明例の条件を外れた従来例にあっては、いずれの場合も、微粉炭吹き込み量が150kg/pt以上となると、出銑およびスラグ排出に際して操業上のトラブルを引き起し、操業の安定化が図れなかった。
【0030】
かくして、本発明によれば、スラグ調整を実施することで、スラグの流動性が改善され、高操業が安定化することが分かる。
図4は、本発明例の定量データをグラフで示す。
【0031】
これにより分かるように、本発明にしたがって、微粉炭の吹き込み量の増加(100kg/pt 以下から150kg/pt以上) に伴い、本発明にかかるスラグ調整を行った結果、微粉炭の増加に伴い、残銑滓に起因する減風回数の増加を抑制することが可能となった。図中、白抜き棒グラフは従来例、黒棒グラフは本発明例を示す。
【0032】
【発明の効果】
以上説明したように、本発明によれば、スラグ調整という簡便な手段でもって、微粉炭吹き込み量150kg/pt以上の操業においても、出銑およびスラグ排出滓の作業の安定化を維持することができ、高炉操業を安定化させる効果がある。
【図面の簡単な説明】
【図1】微粉炭吹込み量150kg/pt以上の操業における未燃カーボン粉の増加を表すグラフである。
【図2】従来例におけるスラグ中のMgO レベルを本発明のそれと比較して表す模式的説明図である。
【図3】従来例のスラグ中のTiOレベルを本発明のそれと比較して表す模式的説明図である。
【図4】本発明により微粉炭を増加しても、出銑滓の悪化を招かない例を示すグラフである。
[0001]
BACKGROUND OF THE INVENTION
The present invention relates to a blast furnace operation method for the purpose of stabilizing blast furnace operation when a large amount of pulverized coal is injected.
[0002]
[Prior art]
Even in the past, blast furnace injecting operation from the tuyeres in blast furnaces has been used by blast furnace manufacturers to reduce costs by replacing them with coke or as a countermeasure to reduce coke production due to aging of coke ovens. We are carrying out. More recently, the amount of pulverized coal injection has exceeded 150 kg / pt (kg of pulverized coal per ton of hot metal, the same shall apply hereinafter), and blast furnaces operating at a level of 250 kg / pt have been observed.
[0003]
Here, the operation in which the amount of pulverized coal blowing from the tuyere exceeds 150 kg / pt is particularly referred to as “high pulverized coal blowing operation”.
However, in the high pulverized coal injection operation, the injected pulverized coal cannot be completely combusted in the raceway at the tip of the tuyere, and unburned carbon and ash content after combustion are in the coke packed bed (hereinafter referred to as the furnace core) It remains as a powder in the coke layer). Hereinafter, it is referred to as “residual powder”.
[0004]
FIG. 1 is a graph showing the amount of unburned carbon (calculated value) with respect to the amount of pulverized coal blown and the powder rate of −3 mm contained in coke collected from the tuyere at rest. The figure also shows the oxygen enrichment rate in the tuyere air as an accompanying condition.
[0005]
As can be seen from the results of FIG. 1, the unburned carbon increases rapidly when the amount of pulverized coal blown is 150 kg / pt or more.
When the pulverized coal blowing rate is 150 kg / pt or more, molten iron and slag are dripped from above, and unburned carbon and ash, that is, residual powder, is dripped into the hearth. In particular, it has been known from basic research that when slag contains residual powder, its fluidity deteriorates (CAMP-ISIJ VOL.1 (1988) -1070). An increase in the amount of hot metal and slag remaining in the furnace during the blowing operation or a deterioration in the fluidity of the discharged slag is sometimes experienced.
[0006]
Such a phenomenon hinders the stable operation of the blast furnace, and hinders an increase in the amount of pulverized coal injection in the high pulverized coal injection operation.
By the way, there are inventions disclosed in Japanese Patent Application Laid-Open No. 11-43710 and Japanese Patent Application Laid-Open No. 11-29803 as techniques for defining the properties of slag in high pulverized coal blowing operation. However, they are intended to improve the reducibility of the sinter for further productivity improvement.
[0007]
For example, in the invention disclosed in Japanese Patent Laid-Open No. 11-43710, the sintered ore as the main raw material is less than 3.9% SiO 2 , 0.5 to 1.2% MgO 2 , 1 Al 2 O 3 1 .8 to 2.5%, and (CaO / SiO 2 was set to 1.9 to 2.5, and as a result of improving the reducibility of the sintered ore, Al 2 O 3 of the blast furnace slag was 13.0 to 16 0.0%, and MgO 3 is 4.0 to 8.0%.
[0008]
However, the improvement effect with respect to the fluidity | liquidity of slag is not recognized, and the composition component of slag is also different.
In the invention disclosed in Japanese Patent Laid-Open No. 11-29803, the SiO 2 of the sintered ore as the main raw material is less than 5.0%, the MgO 2 is 1.0%, and the (CaO / SiO 2 ) is 1.8-2. .5 to improve the reducibility of the sintered ore and charge a bulk auxiliary material as a source of SiO 2 and MgO from the top of the blast furnace or blow in a granular auxiliary material from the tuyere. al 2 O 3 is 13.0-16.0%, MgO is 4.0 to 8.0%.
[0009]
This also does not solve the problem of slag fluidity, as in the case described above.
[0010]
[Problems to be solved by the invention]
An object of the present invention is an effective technique for solving the problem of obstructing stable operation of a blast furnace due to an increase in the amount of hot metal and slag remaining in the furnace in a high pulverized coal injection operation or due to a deterioration in fluidity of discharged slag Is to develop.
[0011]
[Means for Solving the Problems]
The inventors of the present invention have made various studies to solve the above-mentioned problems. First, the higher the concentration of MgO 2 and TiO 2 contained in the slag, the lower the viscosity of the slag and the lower the crystallization temperature. We paid attention to the fact that it is a component to be caused. And by taking advantage of such features of MgO 2 and TiO 2 , the viscosity of slag that deteriorates during high pulverized coal blowing operation, by increasing their concentration, the viscosity of slag is lowered and adverse effects during high pulverized coal blowing operation The present invention has been completed.
[0012]
Here, the present invention is as follows.
(1) Blast furnace operation characterized by adjusting the slag so that the MgO concentration in the slag discharged from the blast furnace exceeds 8 mass% in the blast furnace operation where the amount of pulverized coal blown from the tuyere is 150 kg / pt or more Method.
[0013]
(2) In blast furnace operation in which the amount of pulverized coal blown from the tuyere is 150 kg / pt or more, the slag is adjusted so that the TiO 2 concentration in the slag discharged from the blast furnace becomes 1.5 mass% or more. How to operate the blast furnace.
[0014]
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
Next, although embodiment of this invention is described, these description is only description of this invention, and does not limit this invention unfairly by it. In the following description, “%” indicating the slag composition is “mass%” unless otherwise specified.
[0015]
In the present invention, blast furnace operation by pulverized coal injection is premised, but such blast furnace operation is already known and may be repeated in the present invention, but otherwise departs from the spirit of the present invention. It will be readily appreciated by those skilled in the art that many modifications are possible without limitation, and not limited to a particular one.
[0016]
As already mentioned, the problem with the operation of high pulverized coal injection is the increase of residual powder.
Therefore, first, in such a pulverized coal injection operation, as a means for reducing the residual powder content in the core coke layer, there is an increase in oxygen enrichment for the purpose of improving the combustion rate of pulverized coal. However, there is a limit due to an increase in oxygen cost. Therefore, in this invention, the fluidity | liquidity of the slag deteriorated by inclusion of residual powder is improved by adjusting the component of slag.
[0017]
Composition components of the blast furnace slag are SiO 2 , CaO 2 , Al 2 O 3 , MgO 2 , TiO 2 and the like.
Among these, the highest concentrations of SiO 2 and CaO include basicity (CaO / SiO 2 ). However, increasing the basicity to increase fluidity decreases the viscosity, but on the other hand, crystallization occurs. Since the temperature rises and the difference between the crystallization temperature and the slag temperature discharged from the tap outlet disappears, and the risk that the slag solidifies when the furnace heat fluctuates or the like increases, usually CaO / SiO 2 = 1 It is adjusted in the range of 20 to 1.30.
[0018]
In addition, the lower the Al 2 O 3, the lower the viscosity of the slag. However, low Al 2 O 3 iron ore is required and is economically limited. Usually, it is contained 14.5 to 15.5%.
Therefore, in the present invention, the concentration of the remaining components, MgO 2 and TiO 2 , is specified.
[0019]
MgO 2 and TiO 2 contained in the slag are components that lower the viscosity of the slag and lower the crystallization temperature as its concentration increases. By taking advantage of such characteristics, the viscosity of slag, which deteriorates during high pulverized coal blowing operation, is increased in concentration, thereby reducing the viscosity of slag and improving adverse effects during high pulverized coal blowing operation.
[0020]
Here, the viscosity of the slag is a function of the composition and the temperature. For example, “Materials and Processes” vol. 12 (1999), p710.
η T = {1 + 0.0070 (1500−T)} η 1500
η 1500 = 12.6 (C / S) 2 −33.1 (C / S) −0.52 (MgO) +
0.42 (Al 2 O 3) -0.29 (TiO 2) +21.72
η: viscosity (poise), T: temperature (° C.), C / S: basicity (−)
Al 2 O 3 , MgO 2 , TiO 2 [mass%]
MgO is simultaneously contained in the raw material containing SiO 2 when adjusting the slag basicity, and is charged into the blast furnace from the top.
[0021]
Usually MgO is contained in the slag at a concentration of 8% or less. However, in the present invention, slag adjustment is performed to obtain a slag containing more than 8% in order to reduce the slag viscosity. Further, even if the amount of the raw material charged into the furnace is increased so as to adjust the concentration to more than 8%, MgO does not deteriorate in terms of economy because it decreases the Si or S concentration in the hot metal. Therefore, there is no upper limit. However, it is generally 8.0% or less. The lower limit is specified to be more than 8%. When the concentration is 8% or less, the effect of lowering the viscosity of the slag is not sufficient, and the Si or S concentration in the hot metal increases excessively, resulting in a cost in the steelmaking process. It is because it worsens. Preferably it is 8.5% or more.
[0022]
Furthermore, in the present invention, slag adjustment is performed so that the slag composition is TiO 2 1.5% or more. In order to protect the bottom refractory, TiO 2 is usually charged at a rate of about 5 kg / pt as a basic unit of charged TiO 2 . In this case, the TiO 2 concentration in the slag is about 1.5%. In addition, in order to increase the TiO 2 concentration in order to improve the slag fluidity, the furnace bottom refractory can be further protected by increasing the amount of ore used as a TiO 2 source, and the life extension effect of the blast furnace is taken into account. It will not deteriorate in economic terms. The reason why the lower limit is defined as 1.5% is that, if the concentration is lower than that, there is an adverse effect from the viewpoint of protecting the bottom brick.
[0023]
Thus, in the present invention, slag adjustment is performed to define MgO and / or TiO 2 in the slag as described above. As described above, this slag adjustment is performed by supplying MgO 2 and TiO 2. The source is put together with the blast furnace raw material, or it is put into the furnace through the tuyere. Input from the tuyere is made in the form of fine powder. At that time, the slag adjustment is performed in consideration of the amount of MgO 2 and TiO 2 already charged as the blast furnace raw material, or further considering the MgO 2 and TiO 2 concentration in the slag composition before the slag adjustment. Then, the newly introduced or blown MgO 2 source or TiO 2 source may be determined by estimating the amount of change to the slag composition empirically in consideration of the yield and the like. Preferably, both MgO 2 and TiO 2 are adjusted.
[0024]
MgO 2 and TiO 2 added for adjusting the slag are supplied from the top of the furnace or the tuyere, but in the case of the tuyere, it is necessary to supply them in the form of fine powder. Usually, it may be supplied together with other raw materials from the furnace top.
[0025]
Examples of the MgO source include serpentine and dolomite, and examples of the TiO 2 source include iron sand.
The suitable example of the slag composition after the slag adjustment by this invention is as follows.
[0026]
SiO 2: 30~35%
CaO: 40 to 43%
CaO / SiO 2: 1.20~1.30
MgO: 8.0 to 9.5%
TiO 2: 1.6 ~2.3%
Next, the effects of the present invention will be described more specifically with reference to examples.
[0027]
【Example】
In blast furnace operation by high pulverized coal injection operation, serpentine as MgO source and sand iron as TiO 2 source are added to the sintered ore from the top of the furnace according to the present invention, and the sintered ore is charged. The MgO 2 concentration and TiO 2 concentration of the slag were adjusted.
[0028]
2 and 3 are schematic views for explaining the conditions of the embodiment of this example.
FIG. 2 shows the relationship between the amount of pulverized coal blown and the content of MgO in the slag. In the present invention example, the content of MgO in the slag was more than 8%.
[0029]
FIG. 3 shows the relationship between the pulverized coal ratio and the TiO 2 content in the slag. In the present invention example, the TiO 2 content in the slag was 1.5% or more.
According to the example of the present invention, stable operation was realized even when the amount of pulverized coal injection was 150 kg / pt or more, and no trouble in operation occurred. On the other hand, in the conventional examples that deviate from the conditions of the present invention example, in any case, if the amount of pulverized coal injection is 150 kg / pt or more, it causes operational troubles during tapping and slag discharge. Could not be stabilized.
[0030]
Thus, according to the present invention, it can be seen that by performing the slag adjustment, the fluidity of the slag is improved and the high operation is stabilized.
FIG. 4 is a graph showing quantitative data of the example of the present invention.
[0031]
As can be seen, according to the present invention, as a result of performing the slag adjustment according to the present invention with an increase in the amount of pulverized coal blown (from 100 kg / pt or less to 150 kg / pt or more), as a result of the increase in pulverized coal, It became possible to suppress the increase in the number of wind reductions caused by the residue. In the figure, a white bar graph indicates a conventional example, and a black bar graph indicates an example of the present invention.
[0032]
【The invention's effect】
As described above, according to the present invention, it is possible to maintain the stabilization of the work of the slag and the slag discharge slag in an operation with a pulverized coal blowing amount of 150 kg / pt or more with a simple means of slag adjustment. And has the effect of stabilizing blast furnace operation.
[Brief description of the drawings]
FIG. 1 is a graph showing an increase in unburned carbon powder in an operation with a pulverized coal injection amount of 150 kg / pt or more.
FIG. 2 is a schematic explanatory diagram showing the MgO level in slag in a conventional example in comparison with that of the present invention.
FIG. 3 is a schematic explanatory diagram showing a TiO 2 level in a slag of a conventional example in comparison with that of the present invention.
FIG. 4 is a graph showing an example in which even if the amount of pulverized coal is increased according to the present invention, the yield is not deteriorated.

Claims (2)

羽口からの微粉炭吹き込み量150kg/pt以上の高炉操業において、高炉から排出されるスラグ中のMgO 濃度を8mass%超になるようにスラグ調整を行うことを特徴とする、高炉操業方法。A blast furnace operating method characterized by adjusting slag so that the MgO concentration in slag discharged from a blast furnace exceeds 8 mass% in a blast furnace operation in which the amount of pulverized coal blown from the tuyere is 150 kg / pt or more. 羽口からの微粉炭吹き込み量150kg/pt以上の高炉操業において、高炉から排出されるスラグ中のTiO濃度を1.5 mass%以上になるようにスラグ調整を行うことを特徴とする、高炉操業方法。In blast furnace operation with pulverized coal injection amount of 150 kg / pt or more from tuyere, slag adjustment is performed so that TiO 2 concentration in slag discharged from blast furnace becomes 1.5 mass% or more Operation method.
JP2001074228A 2001-03-15 2001-03-15 Blast furnace operation method Expired - Fee Related JP3617464B2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2001074228A JP3617464B2 (en) 2001-03-15 2001-03-15 Blast furnace operation method

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2001074228A JP3617464B2 (en) 2001-03-15 2001-03-15 Blast furnace operation method

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JP2002275513A JP2002275513A (en) 2002-09-25
JP3617464B2 true JP3617464B2 (en) 2005-02-02

Family

ID=18931534

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP2001074228A Expired - Fee Related JP3617464B2 (en) 2001-03-15 2001-03-15 Blast furnace operation method

Country Status (1)

Country Link
JP (1) JP3617464B2 (en)

Also Published As

Publication number Publication date
JP2002275513A (en) 2002-09-25

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP2210959B1 (en) Process for producing molten iron
KR102830692B1 (en) Method for producing liquid pig iron using DRI products
US8012237B2 (en) Process for producing molten iron
JP2962195B2 (en) Blast furnace operation method
JP3617464B2 (en) Blast furnace operation method
US8475561B2 (en) Method for producing molten iron
JP4598204B2 (en) Blast furnace operation method when a large amount of pulverized coal is injected
JP5012138B2 (en) Blast furnace operation method
CN104745761B (en) The method of semisteel smelting converter terminal residue adjustment
KR100611167B1 (en) Manufacturing method of low silicon molten iron
JPH0635604B2 (en) Blast furnace operation method
JP2983087B2 (en) Operation method of smelting reduction
KR100496537B1 (en) Refing Method in Converter by charging Coal
KR100376479B1 (en) A method and an apparatus for producing low silicon iron of blast furnace
JP2002069517A (en) Operation method of smelting reduction furnace
JPH10237513A (en) Blast furnace operation method
CN114350882A (en) Method for controlling end point oxygen in smelting ultra-low carbon steel by low-silicon molten iron
KR20010017809A (en) Method for Removing the Solidified Layer At the Raceway
JPH11152508A (en) Operation of injecting pulverized fine coal in blast furnace
JP2002060809A (en) Low blast furnace blast furnace operation method using sintered ore with adjusted chemical composition
JPH08260012A (en) Method for producing molten metal
Figuera Is zinc a problem for recycling of steelmaking by-products in the blast furnace?
JPS6043412A (en) Method for operating blast furnace by blowing powder
JPH0240723B2 (en) FUNJOKOSEKIKARANOYOJUKINZOKUSEIZOHOHO
JPH05311217A (en) Blast furnace operation method

Legal Events

Date Code Title Description
A977 Report on retrieval

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007

Effective date: 20040603

TRDD Decision of grant or rejection written
A01 Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model)

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01

Effective date: 20041019

A61 First payment of annual fees (during grant procedure)

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61

Effective date: 20041101

R150 Certificate of patent or registration of utility model

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150

LAPS Cancellation because of no payment of annual fees