JP4016501B2

JP4016501B2 - Blasting method for suppressing metal adhesion in converter refining furnace

Info

Publication number: JP4016501B2
Application number: JP26529298A
Authority: JP
Inventors: 一郎菊地; 秀栄田中; 寛治日出; 泰三瀬良
Original assignee: JFE Steel Corp
Current assignee: JFE Steel Corp
Priority date: 1998-09-18
Filing date: 1998-09-18
Publication date: 2007-12-05
Anticipated expiration: 2018-09-18
Also published as: JP2000096120A

Description

【０００１】
【発明の属する技術分野】
本発明は転炉型精錬炉において、炉内への原料装入操作を円滑に行なうと共に、炉口装置や炉内側壁の円滑な保全を図るために、炉口及び炉内側壁への地金付着を抑制する転炉吹錬方法に関するものである。
【０００２】
【従来の技術】
転炉精錬において、吹錬中に発生するスピッティング、スロッピングにより飛散した溶鋼及びスラグの一部は炉口や炉内側壁に地金として付着する。付着した地金はヒ−トを続けるにつれて成長し、その大きさがある限度以上になると溶銑及びスクラップ装入の障害になるばかりでなく、吹錬中の浴中への落下や溶融流下により操業に大きな支障をきたす。そこで、上記の付着地金は操業に支障をきたす大きさ以上になる前に除去する必要がある。
【０００３】
炉口地金を除去する伝統的方法としては、スクラップシュ−トを炉口地金部にぶつけ物理的に除去する方法がある。しかしながら、この方法は転炉非吹錬時に実施しなければならないので、非製鋼時間の増大を招き転炉生産性を著しく阻害する。また、スクラップシュ−トを炉口地金部に直接ぶつけるため、その衝撃で炉口レンガの脱落をおこす危険性がある。
【０００４】
一方、転炉における生産性を阻害することなく吹錬中に発生する排ガスを２次燃焼させ炉口や炉内側壁地金を溶解除去する方法が提案されている。
例えば特開平６−２４８３２３号公報は、吹錬中に、吹錬用主ランスの側壁に設けた吹錬用ランス軸に対してθ＝２５〜４０°の範囲内の角度で下向きに取付けられた２次燃焼用酸素供給ノズルから湯面に向けて２次燃焼用酸素を吹き付け、転炉排ガスを炉内で燃焼させ、発生した熱で炉口に付着した地金を溶解・除去する方法（先行技術１）を開示している。
【０００５】
また、特開昭６１−１３９６１６号公報は、転炉精錬中に、吹錬用ノズル及び炉口地金溶解用ノズルを備えた吹錬用ランスを用いて、炉口地金溶解用ノズルから転炉炉口に向けて空気を噴射させることにより炉口地金を溶解・除去する方法（先行技術２）を開示している。
【０００６】
【発明が解決しようとする課題】
本発明者らは、転炉炉口や炉内側壁地金の溶解除去技術の開発に際して、地金の溶解・除去中に耐火物に対する損傷を極力防止し、しかも効率的に地金除去を行ない生産性を確保することを前提として、下記問題の解決を図ることを課題とした。
【０００７】
炉口に付着し成長した地金が、溶銑やスクラップの転炉装入作業に支障をきたさないようにする。そのために、地金溶解用酸素をランスから供給して炉口や炉内側壁に付着した地金を溶解して、炉口耐火物の損傷を回避しつつ地金の付着・成長を抑制し、あるいは除去して、炉口装置や炉内側壁の補修・維持を良好に行なうために、地金付着状態を良好に管理する必要がある。そのためには、炉口地金溶解用の酸素を地金付着位置に的確に、且つその位置に適正圧力の酸素ガスを適量だけ供給することにより、付着地金を溶解・除去しなければならない。即ち、付着地金が的確に溶解・除去されるように、炉口地金溶解用酸素の供給を制御しなければならない。
【０００８】
上記観点に対して、先行技術では次の問題がある。
先行技術１では、２次燃焼用酸素の噴射方向が比較的鉛直下向きに近いので、炉内排ガスに巻き込まれながらＣＯガスを２次燃焼させ、炉内から炉口にかけての２次燃焼に大部分が消費される。従って、その際発生する高熱による２０００℃以上の高温ガスは、転炉炉口地金の溶解のみならず転炉炉口金物および炉口耐火物に著しい損傷を与え易い。
【０００９】
先行技術２によれば、炉口地金溶解用の酸素源として空気を用いるので、酸素を噴射させる場合よりも噴射量が増加し、炉口耐火物の金物の損傷を防止することができる。ところが、空気では酸素濃度が低いので、炉口地金の溶解に時間を要し、効率が悪い。
【００１０】
ところで、付着地金の下に存在する耐火物、即ち下地耐火物の損傷を抑制しつつ広範囲に付着した地金を均一に効率よく溶解する制御をするためには、１ヒート内での吹錬時期により地金溶解用酸素ガス中の純酸素流量を適切に変えることが必要である。地金溶解用ノズルから供給される酸素ガス流は、炉内ガス流れにより大きく変わる。ここで、炉内ガス流の状態は、その時点における浴の成分組成と吹錬用酸素流量に依存して変化する。従って、地金溶解用酸素ガス中の純酸素流量は、その時点における吹錬用酸素の流量により適切に定めなければならない。しかしながら、先行技術には、このような技術的事項の開示はみられない。
【００１１】
このように、先行技術にはそれぞれ問題があると共に、この発明が解決すべき中心的課題であるヒート内における地金溶解用酸素の供給パターンを開発する必要がある。
従って、この発明の目的は、転炉における溶鋼の生産性を確保することを前提とし、炉口や炉内側壁の耐火物を損傷させることなく、地金の付着状態を良好に管理する吹錬方法を提供することにある。
【００１２】
【課題を解決するための手段】
本発明者らは、上述した観点から研究を重ね、下記知見を得た。
転炉吹錬においては、吹錬時期により炉内のガス流れの状態が著しく変化するので、このガス流れに乱れが少なくできるだけ安定している時期に、地金溶解用酸素を供給すること。しかも、その供給量は、転炉炉内ガスの流量に応じて適正な流量とすること、そのためには地金溶解用酸素ガス中の純酸素流量を、吹錬用酸素ガスの流量に応じた適切な量を流すことにより目標通り地金を溶解し、耐火物損傷は抑制され得る。
このように、転炉吹錬中に炉口や炉内側壁付着地金を溶解・除去するためには、地金溶解用酸素の供給を吹錬時期により適切なパターンに基づき供給することが重要である。
【００１３】
この発明は上記知見に基づきなされたものであり下記の通りである。
請求項１記載の発明は、溶銑を主たる鉄源として、上吹き又は上底吹き酸素により精錬を行なう転炉型精錬炉において、吹錬用ノズルが下端に設けられ、地金溶解用ノズルが外周面に設けられ、前記地金溶解用ノズルからは酸素ガス又はパージガスを吹錬用酸素ガスとは独立に制御して供給することができるランスを用い、炉口及び／又は炉内側壁に地金が付着するのを抑制する際に、吹錬期間を吹錬前期と吹錬後期とに区分し、前記吹錬前期には、前記地金溶解用ノズルからパージガス又はこのパージガスと純酸素換算で所定流量以下の酸素ガスとを流して、当該地金溶解用ノズルの目詰まりを防止しつつ吹錬し、次いで吹錬後期には、前記地金溶解用ノズルから酸素ガスを供給して炉口及び／又は炉内側壁に付着した地金を溶解・除去しつつ吹錬する吹錬方法において、前記吹錬前期と後期との境界時点を、吹錬の開始から吹錬全予定時間の５〜５０％の範囲内の時点とし、前記吹錬後期に流す地金溶解用酸素ガス中の純酸素流量をその時点の吹錬用酸素ガス流量の３〜１０％の範囲内とし、そして、前記吹錬前期において前記パージガスと共に前記地金溶解用ノズルから流す酸素ガス中の純酸素流量を、前記吹錬後期に流す地金溶解用酸素ガス中の純酸素流量の５０％以下に制限することに特徴を有するものである。
【００１４】
ここで、地金溶解用ノズルから流す酸素ガスとは、一般に純酸素であるが、酸素含有ガスであればよく、ガスの到達距離を長くするために、不活性ガスを混入させることも可能である。また、地金を溶解・除去するとは、付着しようとしている地金の付着を防止することを含む。なお、吹錬用酸素ガスには、通常工業用純酸素ガスを使用する。
【００１５】
請求項２記載の発明は、請求項１記載の吹錬方法において、前記地金溶解用ノズルから噴射させる酸素の噴射方向を、前記ランスの長手方向軸心線とのなす角度が４０〜９０°の範囲内であって、且つ下向き乃至水平方向にすることに特徴を有するものである。
【００１８】
【発明の実施の形態】
次に、この発明の望ましい実施の形態を説明する。
図１は、この発明の方法を実施するために用いる設備例の概念図である。
【００１９】
溶銑１及び造滓材２が装入された転炉３の上方から、炉口４を通って炉内にランス５を挿入する。ランス５には、下端に吹錬用酸素ノズル６を備え、下端から上方の所定位置に、地金溶解用ノズル７を備えている。地金溶解用ノズル７からのガス噴射方向は、鉛直に設定されるランスの長手方向軸心線とのなす角度が４０〜９０°の範囲内の下向き乃至水平方向である。これにより、炉口４及びその絞り部に付着した地金（特に断らない限り「炉口地金」という）、並びに炉内側壁に付着した地金（特に断らない限り炉口地金と合わせて「地金」という）のいずれをも溶解・除去する。ランス５の構造としては、吹錬用酸素ノズル６に酸素ガスを供給する酸素供給管、地金溶解用ノズル７に酸素ガス及び／又はパージガスを供給する酸素・パージガス供給管、並びにランスの冷却用給水管及び排水管の四重管構造となっている。こうして、地金溶解用酸素の供給経路を、吹錬用酸素の供給経路から独立させて制御し得るようにしてある。
【００２０】
（１）上記設備を用いて、吹錬用酸素ノズル６から所定流量ａ（Ｎｍ³／ｍｉｎ）の酸素ガスを噴射して溶銑を精錬する。一方、地金溶解用ノズル７から純酸素換算の所定流量ｂ（Ｎｍ³／ｍｉｎ）の酸素ガスを噴射して、炉口４及びその絞り部に付着した地金８、並びに炉内側壁に付着した地金８’を溶解し、除去する。但し、ここで重要なのは、地金８、８’を溶解・除去するに当たっては、地金の下地にある耐火物まで損傷してはいけないこと、及び通常は炉口の絞り部内面のほぼ全面に亘って付着した地金を均一に溶解・除去することである。こうするために、本発明者等は、転炉吹錬中であっても炉内ガス流れにできるだけ乱れの少ない時期に地金を溶解し、しかも炉内ガス流れ量を支配する吹錬用酸素ガスの供給流量に応じて地金溶解用酸素を流すのが地金除去に最も望ましいことに着眼した。
そこで、吹錬期間を次の通り吹錬前期及び後期に区分した。
【００２１】
（２）吹錬前期の内、特に比較的初期においては、造滓材等副原料投入により当該副原料中から発生するＣＯ₂や水蒸気等種々のガス発生とその急激膨張により、炉内ガス流れの乱れが激しい時期である。この時期は地金溶解用酸素ガスの流れも乱れて制御困難であるから、地金を均一に溶解し、且つ下地耐火物に損傷を与えないようにするのが難しい。従って、この時期には敢えて地金溶解をすべきではない。このように、吹錬初期においては、地金溶解用酸素の供給は原則として停止する。この間、地金溶解用ノズルの目詰まりが起きないようにすることが必須要件である。そのために必要な最小限のガス流れをパージガスとしてを確保する。パージガス種としては、アルゴンガス等不活性ガス又は／及び窒素のいずれでもよい。吹錬初期であるから、通常はコストの安価な窒素を使用しても差し支えなく、アルゴンガスに比べると著しく安価であり、望ましい。脱窒しても以後の吹錬期で脱窒され鋼質を害さないからである。パージガスとしての機能を発揮させるためには、通常はノズル出口で２気圧（絶対圧力）程度ないしそれより若干高め程度のガス圧力を保持しなければならないことを前提とし、更に、適切な、ガス流量を確保するようにする。かかるパージガスの流量は経験的に決定すればよい。また、地金溶解用ノズル７を用いる関係もあり、酸素ガスも所定値以下に制限すれば、パージガスと一緒に流しても差し支えない。但し、この吹錬初期には、炉内ガス流れの乱れにより地金溶解用酸素の流れが乱されるので、付着地金の溶解が不均一であったり、下地耐火物を損傷したりしないよう、その悪影響がでない範囲に制限する。この観点から、この吹錬前期に流す地金溶解用酸素ガス中の純酸素流量としては、次の（３）項で説明する、吹錬末期を除く中期において流す地金溶解用酸素ガス中の純酸素流量に対してその５０％以下であることが必要であり、更に望ましくは、その２０％以下に制限するのがよい。炉内ガス流れの乱れが大きい吹錬前期に地金溶解用酸素の絶対量が多くなり過ぎると、上記乱れにより予期しない悪影響がでるからである。
【００２２】
上記理由により、吹錬前期には、望ましくは地金溶解を積極的にすべきでない。しかしながら、吹錬前期と後期との境界時期を一概に定めることは必ずしも有利ではない。その理由は、例えば、次のような場合が考えられる。前ヒートからの残留炉口地金が相当多量に付着しており、しかも当該ヒートの溶製対象鋼種の吹錬条件によれば、炉口への地金付着速度が非常に大であると予測されるような場合には、地金溶解用酸素を吹錬のかなり初期から流し、長時間をかけて溶解・除去するようにしないと、下地にある耐火物を損傷せずに、吹錬終了時点までに所望の地金を除去できず、それどころか地金がヒート開始時点よりも増加して、次ヒートの原料装入作業に支障をきたすこともあり得る。従って、当該ヒートで前ヒートからの残留地金量と当該ヒートでの付着予想地金量とから、当該ヒートで除去しておくべき最小限の地金溶解の操作を要する。この場合には、地金溶解用酸素ガスを吹錬開始後かなり早い時期から流すかなりことが必要である。
上記理由により、吹錬前期と後期との境界時点は、吹錬の開始から吹錬全予定時間の５〜５０％の範囲内の時点であると広範囲にとり、個々の操業条件に応じて決めるのが望ましい。また、炉口地金の既形成量及び付着速度が共に小さいと評価されるヒートにあっては、吹錬前期を短縮して境界時点を、吹錬の開始から吹錬全予定時間の５〜３０％の範囲内の時点であるとするのがよい。
【００２３】
（３）吹錬後期は、吹錬末期を除き脱炭反応が盛んな時期であり、炉内ガス量が多い時期である。そして、この時期の炉内ガス流量は多いにもかかわらず流れの乱れは小さく、安定している。従って、この時期に地金溶解用酸素ガスを純酸素流量換算で適量噴射するのがよい。ここで、炉内ガス流れの安定期であっても、炉内ガス流量の大小に応じて地金溶解用酸素の流量を大小に変化させることが重要である。ある時点における炉内ガスの流量は（Ｎｍ³／ｍｉｎ）、その時点における吹錬用酸素ガスの適切な流量（Ｎｍ³／ｍｉｎ）に支配されるから、結局、地金溶解用酸素は純酸素換算で、吹錬用酸素ガスの流量（Ｎｍ³／ｍｉｎ）に依存させて決めるのが望ましい。こうすることによりはじめて、地金のみを溶解し、その下地の耐火物の損傷をきたさないようにすることができる。
【００２４】
吹錬用酸素ガスの流量ａ（Ｎｍ³／ｍｉｎ）は、同一ヒート内の吹錬においても通常、その期間内で種々異なる流量パターンが設定されている。更に、精錬対象鋼種（素鋼成分組成、即ち成品成分組成）に応じて最適精錬がなされるように上記パターンが設定されている。その上、吹錬中における吹錬要因の変動に応じて更に上記吹錬用酸素ガスの流量ａを修正する必要が生じる。
【００２５】
本発明者等は上述した多くの操業条件下において多数の試験を繰り返し、その結果を解析することにより、下記結論を得た。
地金のみを溶解し、その下地の耐火物に損傷をきたさないようにするためには、吹錬用酸素ガスの流量ａ（Ｎｍ³／ｍｉｎ）を上述したように種々に変化させた場合でも、地金溶解用酸素ガス中の純酸素流量ｂ（Ｎｍ³／ｍｉｎ）を、下記（１）式が満たされる範囲内に制御することが必要である。
【００２６】
（ｂ／ａ）×１００＝１〜５０（％）--------------（１）
この知見は次のようにして得たものである。
【００２７】
３００ｔ／ｃｈの上底吹き転炉を用い、ランスとして、６孔ラバールノズルからなる吹錬用ノズルが下端に設けられ、地金溶解用ノズルがランス下端からの所定高さ位置の２段に、各々、ランス外周に沿って１０個のノズルが設けられ、ノズル径が８ｍｍのものを使用した。地金溶解用酸素の噴射方向と、ランスの軸心線とのなす角度θ（図１参照）は９０°、即ち水平方向に酸素を噴射させた。吹錬用酸素の流量ａとして、１７０〜５００Ｎｍ³／ｍｉｎ、及び７００〜１０００Ｎｍ³／ｍｉｎの２水準で行なった。
【００２８】
地金の溶解試験は、炉口地金の付着量が基準値に達したときに行なった。吹錬用酸素の流量ａと、地金溶解用酸素の流量ｂとの比率（ｂ／ａ）×１００（％）を、０〜７０％の範囲内の種々の値に変化させて行なった。そして、炉口地金の溶解に伴う炉口径の拡大速度より炉口地金の溶解速度を求め、これを溶解速度指数で表わした。この指数は大きいほど溶解速度が速く、地金除去に望ましいことを表わす。また、炉口耐火物の溶損速度を測定し、指数で表わした。この指数は小さいほど溶損速度が遅く望ましいことを表わす。
【００２９】
図２に、ｂ／ａと炉口地金の溶解速度との関係を示し、図３に、ｂ／ａと炉口耐火物の溶損速度との関係を示す。図２及び３からわかるように、ｂ／ａが１〜５０％の範囲内の場合には、炉口地金を速やかに溶解することができ、しかも、炉口耐火物の溶損量も少ない。特に、ｂ／ａが３〜１０％の場合に良好な結果が得られた。
以上より、地金溶解用酸素ガス中の純酸素流量ｂ（Ｎｍ³／ｍｉｎ）は、吹錬用酸素ガスの流量ａ（Ｎｍ³／ｍｉｎ）の３〜１０％の範囲内において供給することにより、目標とする地金溶解を行なうのがよい。
【００３０】
（４）次に、吹錬末期における炉内反応状況と吹錬方法との関係の注意すべき点について説明する。
地金の溶解操作中の吹錬時には、付着地金は溶解して浴中に離脱・落下したり溶融流下したりする。このような地金の浴中混入により、大なり小なり浴温度の低下及び成分組成の変化が起こる。従って、吹錬中あるいは吹錬終点時の測温及び成分分析用試料が浴を代表しないものであってはならない。この観点から、吹錬末期には、地金溶解用酸素ガス中の純酸素流量は、吹錬用酸素ガスの流量の３〜１０％の範囲内のできるだけ小さい領域とする方が望ましい。吹錬末期の具体例として、いわゆるサブランス計測の実施時点前後以降の期間があげられる。
（５）地金溶解用酸素の噴射方向については、ランスの長手方向軸心線１０に対する角度θが、４０〜９０°の角度をなして下向き乃至水平方向にすると、上述した地金溶解・除去の作用・効果が大きいこともわかった。
【００３１】
（６）本発明者らは、従来吹錬の炉口付着地金を採取して詳細に調査し、炉口に地金付着が起こりにくい条件を検討した。
炉口付着地金をミクロ的に観察した結果、それは鉄とスラグとの小粒が混合した状態で、相互に絡み合って強固に固着・成長し、凝固したものであることがわかった。このような付着地金の溶解においては、付着地金のスラグ成分部分が溶融しにくい。従って、付着地金のスラグ成分部分の比率を小さくすることが望ましい。一方、吹錬中の炉内スラグ量がおよそ３０kg/t-steel乃至これよりも少ない程度の場合に、吹錬初期における転炉排ガス中ダスト発生速度が比較的小さい。図４は、従来の吹錬における炉内スラグ量と初期のダスト発生速度との関係の一例を示すものであり、前ヒートからの炉内残留スラグがない場合である。本発明者等の試験によれば、吹錬初期には、転炉排ガス中ダスト発生速度が大きいときに地金付着が多いことが判明している。よって、吹錬中の炉内スラグ量がおよそ３０kg/t-steel乃至これよりも少ない程度の場合に、吹錬初期の地金の付着量は少なくなる。
【００３２】
ところが、スラグは転炉精錬反応中、脱Ｐ反応の促進に不可欠である。従って、転炉装入鉄原料中のＰ濃度を、素鋼目標Ｐ濃度以下に、従って成品仕様のＰ濃度以下に予め調整しておけば、生成スラグ量を少なくしてもよい。通常、このような脱Ｐ溶銑を用いた場合の転炉吹錬における炉内スラグ量は、およそ３０kg/t-steel乃至これよりも少ない程度である。
以上より、炉口の地金付着量を少なくするためには、当該ヒートの炉内スラグ量を３０kg/t-steel以下にすることが効果的であり、そのためには、素鋼目標Ｐ濃度以下に脱Ｐ処理された溶銑を主な鉄源とすることが極めて効果的である。
【００３３】
【実施例】
この発明を実施例により更に詳細に説明する。
試験方法は、３００ｔ転炉に溶銑３１０ｔ及びスクラップ１０ｔ、並びに造滓材を所定量装入し、上吹きランスで脱炭精錬をした。用いた設備は図１に示したものに準じる。上吹きランスとして、下端に吹錬用酸素ノズルを配し、下端から同一高さの外周面に地金溶解用酸素ノズルを等間隔に８孔を、下端から２０００ｍｍ高さ毎に２段配した８孔×２段型のものを用いた。そして、ノズルの形状及び諸元、並びにノズルの取付け角を種々変えた。また、地金溶解用酸素の流量、及びノズル出口前圧力を各種に設定した。
【００３４】
試験は、本発明の範囲内の条件により連続３０ヒートの精錬を行ない、次いで、本発明の範囲外の条件により連続３０ヒートの精錬を行なった。
表１に、本発明の範囲内の試験（実施例）、及び範囲外の試験（比較例）の試験条件を示す。
【００３５】
【表１】

【００３６】
実施例の連続３０ヒートの前後、及び比較例の連続３０ヒートの前後に、炉口及び炉内側壁に付着していた地金の位置と量との測定、及び、炉内耐火物の損耗状態を測定し、連続ヒート前後の測定値を比較して、それぞれの地金溶解指数、及び耐火物溶損指数を求めた。表１にこれら指数を併記した。
【００３７】
上記試験結果より、実施例では、耐火物の溶損を抑えつつ地金の溶解が促進され、これに対して、比較例では、地金の付着堆積は防止されたが、耐火物の損傷が進んだ。
【００３８】
【発明の効果】
以上述べたように、この発明によれば、転炉型精錬炉における生産性を阻害することなく、炉口耐火物の損傷を抑制しつつ、効率的に炉口地金の付着を抑制する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。
【図面の簡単な説明】
【図１】この発明の方法を実施するために用いる設備例の概念図である。
【図２】吹錬用酸素の流量ａと炉口地金溶解用酸素の流量ｂとの比率ｂ／ａと、炉口地金の溶解速度との関係を示すグラフである。
【図３】吹錬用酸素の流量ａと炉口地金溶解用酸素の流量ｂとの比率ｂ／ａ（％）と、炉口耐火物の溶損速度との関係を示すグラフである。
【図４】吹錬初期のダスト発生速度におよぼす吹錬中の炉内スラグ量の影響を示すグラフである。
【符号の説明】
１溶銑
２造滓材
３転炉
４炉口
５吹錬用ランス
６吹錬用酸素ノズル
７炉口地金溶解用ノズル
８炉口地金
８’ 炉内側壁地金
９炉口耐火物
１０軸心線[0001]
BACKGROUND OF THE INVENTION
In the converter type refining furnace, the raw metal charging to the furnace mouth and the inner wall of the furnace is performed in order to smoothly perform the raw material charging operation into the furnace and to smoothly maintain the furnace mouth device and the inner wall of the furnace. The present invention relates to a converter blowing method for suppressing adhesion.
[0002]
[Prior art]
In converter refining, some of the molten steel and slag scattered by spitting and slopping generated during blowing are attached to the furnace mouth and the inner wall of the furnace as metal. The adhered metal grows as the heat continues, and when its size exceeds a certain limit, it not only hinders hot metal and scrap charging, but also operates by dropping into the bath during blowing and melting. Cause a major obstacle. Therefore, it is necessary to remove the above adhering metal before it becomes larger than the size that hinders operation.
[0003]
As a traditional method of removing the furnace mouth metal, there is a method of physically removing the scrap shout against the furnace mouth metal part. However, since this method must be carried out when the converter is not blown, the non-steel time is increased and the converter productivity is significantly hindered. In addition, since the scrap shout directly hits the furnace opening metal part, there is a risk of dropping the furnace opening brick due to the impact.
[0004]
On the other hand, a method has been proposed in which the exhaust gas generated during blowing is secondarily burned without hindering productivity in the converter to dissolve and remove the furnace port and the inner wall of the inner wall of the furnace.
For example, Japanese Patent Application Laid-Open No. 6-248323 is attached downward at an angle in the range of θ = 25-40 ° with respect to the lance shaft for blowing provided on the side wall of the main lance for blowing during blowing. A method in which oxygen for secondary combustion is blown from the oxygen supply nozzle for secondary combustion toward the molten metal surface, the converter exhaust gas is burned in the furnace, and the bare metal adhering to the furnace port is dissolved and removed by the generated heat (preceding) Technique 1) is disclosed.
[0005]
Japanese Patent Laid-Open No. 61-139616 discloses that a converter smelting nozzle is provided with a blowing lance provided with a nozzle for melting and a nozzle for melting the furnace mouth during refining of the converter. The method (prior art 2) which melts and removes a furnace neck ingot by injecting air toward a furnace furnace mouth is disclosed.
[0006]
[Problems to be solved by the invention]
The inventors of the present invention have developed a technique for melting and removing the converter furnace mouth and the inner wall of the furnace wall to prevent damage to the refractory during melting and removal of the bare metal as much as possible and to efficiently remove the bare metal. On the premise of ensuring productivity, the task was to solve the following problems.
[0007]
The bullion that has grown and attached to the furnace port will not interfere with the furnace charging work of hot metal and scrap. For this purpose, oxygen for melting the bullion is supplied from the lance to melt the bullion adhering to the furnace port and the inner wall of the furnace, thereby suppressing the adhesion and growth of the bullion while avoiding damage to the furnace refractory, Or in order to remove and perform repair and maintenance of a furnace port apparatus and a furnace inner wall favorably, it is necessary to manage a metal adhesion state favorably. For this purpose, the adhering metal must be dissolved and removed by supplying oxygen for melting the furnace metal to the metal adhesion position accurately and supplying an appropriate amount of oxygen gas at an appropriate pressure to that position. That is, it is necessary to control the supply of the oxygen for melting the furnace mouth metal so that the attached metal can be dissolved and removed accurately.
[0008]
In contrast to the above viewpoint, the prior art has the following problems.
In the prior art 1, since the injection direction of the secondary combustion oxygen is relatively close to the vertical downward direction, the CO gas is secondarily burned while being caught in the exhaust gas in the furnace, and most of the secondary combustion is performed from the inside of the furnace to the furnace port. Is consumed. Accordingly, the high-temperature gas of 2000 ° C. or higher due to the high heat generated at that time is liable to cause significant damage not only to the melting of the converter furnace metal but also to the converter furnace metal and the furnace refractory.
[0009]
According to the prior art 2, since air is used as the oxygen source for melting the furnace opening metal, the injection amount is increased as compared with the case of injecting oxygen, and damage to the hardware of the furnace opening refractory can be prevented. However, since the oxygen concentration is low in air, it takes time to dissolve the furnace opening metal, which is inefficient.
[0010]
By the way, in order to control the refractory existing under the adhering bullion, that is, the base refractory, while suppressing the damage of the refractory that adheres over a wide area uniformly and efficiently, it is blown within one heat. It is necessary to appropriately change the flow rate of pure oxygen in the metal gas for dissolving metal from time to time. The oxygen gas flow supplied from the metal melting nozzle changes greatly depending on the gas flow in the furnace. Here, the state of the gas flow in the furnace changes depending on the component composition of the bath and the oxygen flow rate for blowing. Therefore, the flow rate of pure oxygen in the metal gas for melting metal should be determined appropriately according to the flow rate of oxygen for blowing at that time. However, there is no disclosure of such technical matters in the prior art.
[0011]
As described above, each of the prior arts has problems, and it is necessary to develop a supply pattern of oxygen for melting metal in the heat, which is a central problem to be solved by the present invention.
Therefore, the object of the present invention is to ensure the productivity of molten steel in the converter, and to control the adhesion state of the metal well without damaging the refractories on the furnace mouth and the inner wall of the furnace. It is to provide a method.
[0012]
[Means for Solving the Problems]
The present inventors have conducted research from the above-mentioned viewpoints and obtained the following knowledge.
In converter blowing, the state of gas flow in the furnace changes significantly depending on the blowing time, so supply oxygen for melting metal in a time when there is little disturbance in the gas flow and it is as stable as possible. Moreover, the supply amount is set to an appropriate flow rate according to the flow rate of the gas in the converter furnace. For this purpose, the pure oxygen flow rate in the metal gas for melting the metal is changed according to the flow rate of the oxygen gas for blowing. By flowing an appropriate amount, the bullion is dissolved as intended, and refractory damage can be suppressed.
In this way, in order to dissolve and remove ingots and inner wall adhering metal during the converter blowing, it is important to supply the oxygen for melting the metal in an appropriate pattern according to the blowing time. It is.
[0013]
The present invention has been made based on the above findings and is as follows.
The invention according to claim 1 is a converter type refining furnace in which hot metal is used as a main iron source and refining is performed by top blowing or top bottom blowing oxygen. A blowing nozzle is provided at the lower end, and a metal melting nozzle is provided at the outer periphery. A lance that is provided on the surface and can supply oxygen gas or purge gas independently from the blowing oxygen gas from the metal melting nozzle is used for the metal inlet and / or the inner wall of the furnace. In order to suppress the adhesion of water , the blowing period is divided into a first blowing stage and a second blowing stage, and in the first blowing stage, a predetermined amount is converted into purge gas or the purge gas and pure oxygen from the metal melting nozzle. Flowing oxygen gas below the flow rate, blowing while preventing clogging of the metal melting nozzle, and then, in the latter stage of blowing, supplying oxygen gas from the metal melting nozzle, / Or melt and remove the metal attached to the inner wall of the furnace One in blowing blowing method of the boundary point between the blowing year and late, the time within the range from the start of blowing blowing of 5-50% of the total estimated time to flow to the blowing late earth The pure oxygen flow rate in the oxygen gas for gold dissolution is within the range of 3 to 10% of the flow rate of oxygen gas for blowing at that time, and the oxygen gas that flows from the metal melting nozzle in the first stage of blowing together with the purge gas It is characterized in that the pure oxygen flow rate is limited to 50% or less of the pure oxygen flow rate in the metal gas for melting metal in the late stage of blowing .
[0014]
Here, the oxygen gas flowing from the metal melting nozzle is generally pure oxygen, but may be any oxygen-containing gas, and an inert gas can be mixed in order to increase the gas reach distance. is there. In addition, melting and removing the bullion includes preventing adhesion of the bullion that is about to adhere. In addition, industrial pure oxygen gas is normally used for oxygen gas for blowing.
[0015]
The invention according to claim 2 is the blowing method according to claim 1, wherein an angle formed between an injection direction of oxygen injected from the metal melting nozzle and a longitudinal axis of the lance is 40 to 90 °. And is characterized by being downward or horizontal .
[0018]
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
Next, preferred embodiments of the present invention will be described.
FIG. 1 is a conceptual diagram of an example of equipment used for carrying out the method of the present invention.
[0019]
A lance 5 is inserted into the furnace through the furnace port 4 from above the converter 3 in which the hot metal 1 and the ironmaking material 2 are charged. The lance 5 is provided with a blown oxygen nozzle 6 at the lower end and a metal melting nozzle 7 at a predetermined position above the lower end. The gas injection direction from the metal melting nozzle 7 is downward or horizontal within an angle of 40 to 90 ° with the longitudinal axis of the lance set vertically. As a result, the bullion adhering to the furnace port 4 and its constricted portion (referred to as “furnace bullion” unless otherwise specified) and the bullion adhering to the inner wall of the furnace (unless otherwise specified) All of the “metal” is dissolved and removed. The structure of the lance 5 includes an oxygen supply pipe for supplying oxygen gas to the blowing nozzle 6, an oxygen / purge gas supply pipe for supplying oxygen gas and / or purge gas to the metal melting nozzle 7, and cooling of the lance. It has a quadruple structure of water supply pipe and drain pipe. In this way, the supply path of the metal for melting the metal can be controlled independently of the supply path of the blowing oxygen.
[0020]
(1) Using the above equipment, hot metal is refined by injecting oxygen gas at a predetermined flow rate a (Nm ³ / min) from the oxygen nozzle 6 for blowing. On the other hand, oxygen gas having a predetermined flow rate b (Nm ³ / min) in terms of pure oxygen is injected from the metal melting nozzle 7 and adhered to the metal inlet 8 attached to the furnace port 4 and its constricted part, and the inner wall of the furnace. Dissolve the bare metal 8 'and remove it. However, what is important here is that when melting and removing the bullion 8 and 8 ', the refractory under the bullion should not be damaged, and usually on almost the entire inner surface of the constricted part of the furnace opening. This is to uniformly dissolve and remove the metal that has adhered over the surface. In order to do this, the present inventors dissolved the metal at a time when there was as little disturbance as possible in the gas flow in the furnace even during converter blowing, and the oxygen for blowing that governed the gas flow rate in the furnace It was noticed that it is most desirable for removing the metal to flow the oxygen for dissolving the metal according to the gas supply flow rate.
Therefore, the blowing period was divided into the first half and the second half as follows.
[0021]
(2) In the first stage of blowing, especially in the relatively early stage, the gas flow in the furnace is caused by the generation and rapid expansion of various gases such as CO ₂ and water vapor generated from the auxiliary raw materials by charging the auxiliary raw materials. This is a period of intense disturbance. At this time, the flow of the oxygen gas for dissolving the base metal is also difficult to control, so it is difficult to uniformly dissolve the base metal and not damage the base refractory. Therefore, bullion should not be dissolved at this time. In this way, in the initial stage of blowing, the supply of oxygen for melting metal is stopped in principle. During this time, it is an essential requirement to prevent clogging of the metal melting nozzle. Therefore, the minimum gas flow necessary for this is ensured as the purge gas. The purge gas species may be an inert gas such as argon gas and / or nitrogen. Since it is in the early stage of blowing, it is possible to use nitrogen, which is inexpensive, and it is desirable because it is significantly cheaper than argon gas. This is because even if it is denitrified, it is denitrified in the subsequent blowing process and does not harm the steel quality. In order to exert the function as a purge gas, it is usually assumed that a gas pressure of about 2 atm (absolute pressure) or slightly higher than that is required at the nozzle outlet. To ensure. The flow rate of the purge gas may be determined empirically. Further, there is a relationship of using the metal melting nozzle 7, and if the oxygen gas is limited to a predetermined value or less, it may be flowed together with the purge gas. However, at the beginning of this blowing, the flow of oxygen for melting the ingot is disturbed by the disturbance of the gas flow in the furnace, so that the dissolved ingot is not evenly dissolved and the base refractory is not damaged. , Limit to the extent that the adverse effect is not. From this point of view, as the pure oxygen flow rate in the metal gas for melting ingots flowing in the first stage of blowing, the oxygen gas for dissolving ingots flowing in the middle period excluding the last stage of blowing is explained in the next item (3). It is necessary to be 50% or less of the pure oxygen flow rate, and it is more preferable to limit the flow rate to 20% or less. This is because if the absolute amount of oxygen for melting the metal is too much in the first stage of blowing, where the turbulence in the furnace gas flow is large, the turbulence will have an unexpected adverse effect.
[0022]
For the above reasons, it is desirable not to actively dissolve bullion during the early stage of blowing. However, it is not always advantageous to set the boundary time between the early and late blown periods. The reason can be considered as follows, for example. A considerable amount of residual furnace metal from the previous heat is attached, and the rate of metal adhesion to the furnace is predicted to be very high according to the blowing conditions of the steel grade to be melted by the heat. In such a case, if the oxygen for melting the metal is flown from the very beginning of the blowing and it is not dissolved and removed over a long period of time, the blowing will be completed without damaging the refractory on the base. It is possible that the desired bullion cannot be removed by the time point, but rather the bullion increases from the start of the heat, which hinders the raw material charging operation for the next heat. Therefore, the minimum amount of metal melting operation that should be removed by the heat is required from the amount of residual metal from the previous heat and the estimated amount of adhesion metal from the heat. In this case, it is necessary to flow the metal gas for melting the metal from a very early stage after the start of blowing.
For the above reasons, the boundary time point between the first and second stages of blowing is determined to be in a range of 5 to 50% of the total blowing time from the start of blowing and determined according to individual operating conditions. Is desirable. In addition, in heat that is evaluated that both the pre-formed amount of the furnace bullion and the adhesion rate are small, the boundary time point is shortened from the start of blowing to 5 to It is preferable that the time is within a range of 30%.
[0023]
(3) The late stage of blowing is a period when the decarburization reaction is active except for the final stage of blowing, and the amount of gas in the furnace is large. Although the gas flow rate in the furnace at this time is large, the flow turbulence is small and stable. Therefore, it is preferable to inject an appropriate amount of the metal gas for dissolving the metal at this time in terms of pure oxygen flow rate. Here, even in the stable period of the in-furnace gas flow, it is important to change the flow rate of the metal melting oxygen depending on the magnitude of the in-furnace gas flow rate. The flow rate of the furnace gas at a certain point (Nm ³ / min), from being subject to an appropriate flow rate of blowing oxygen gas at that time (Nm ³ / min), after all, oxygen pure oxygen for bullion dissolved In terms of conversion, it is desirable to determine it depending on the flow rate (Nm ³ / min) of the oxygen gas for blowing. Only in this way can the base metal be dissolved and the underlying refractory material not be damaged.
[0024]
As for the flow rate a (Nm ³ / min) of the oxygen gas for blowing, various flow patterns are usually set within the period even in the blowing in the same heat. Further, the above pattern is set so that optimum refining is performed according to the steel type to be refined (element steel component composition, that is, product component composition). In addition, it is necessary to further correct the flow rate a of the blowing oxygen gas in accordance with fluctuations in the blowing factor during blowing.
[0025]
The inventors of the present invention have obtained the following conclusion by repeating a number of tests under the many operating conditions described above and analyzing the results.
Even in the case where the flow rate a (Nm ³ / min) of the oxygen gas for blowing is changed variously as described above in order to dissolve only the bare metal and not to damage the refractory underneath. Further, it is necessary to control the pure oxygen flow rate b (Nm ³ / min) in the metal gas for dissolving the metal in the range where the following expression (1) is satisfied.
[0026]
(B / a) × 100 = 1 to 50 (%) ------------ (1)
This knowledge was obtained as follows.
[0027]
A 300t / ch upper bottom blowing converter was used, and as a lance, a nozzle for smelting consisting of a 6-hole Laval nozzle was provided at the lower end, and the metal melting nozzle was placed in two stages at a predetermined height from the lower end of the lance. 10 nozzles were provided along the outer periphery of the lance, and those having a nozzle diameter of 8 mm were used. The angle θ (see FIG. 1) formed between the injection direction of the metal melting oxygen and the axial center line of the lance was 90 °, that is, oxygen was injected in the horizontal direction. As the flow rate a of blowing oxygen was performed at two levels of 170~500Nm ³ / min, and 700 to 1000 nm ³ / min.
[0028]
The dissolution test of the bullion was conducted when the amount of adhesion of the furnace bullion reached the standard value. The ratio (b / a) × 100 (%) of the flow rate a of blowing oxygen and the flow rate b of dissolved metal oxygen was changed to various values within the range of 0 to 70%. And the melting rate of the furnace neck metal was calculated | required from the expansion rate of the diameter of a furnace port accompanying melt | dissolution of a furnace mouth metal, and this was represented with the melt | dissolution rate index | exponent. The larger this index is, the faster the dissolution rate is, which indicates that it is desirable for metal removal. In addition, the melting rate of the furnace refractory was measured and expressed as an index. The smaller this index is, the lower the melting rate and the better.
[0029]
FIG. 2 shows the relationship between b / a and the melting rate of the furnace port metal, and FIG. 3 shows the relationship between b / a and the melting rate of the furnace port refractory. As can be seen from FIGS. 2 and 3, when b / a is in the range of 1 to 50%, the furnace mouth metal can be quickly dissolved, and the amount of erosion loss of the furnace mouth refractory is small. . In particular, good results were obtained when b / a was 3 to 10%.
From the above, the pure oxygen flow rate b (Nm ³ / min) in the metal gas for melting metal is supplied within the range of 3 to 10% of the flow rate a (Nm ³ / min) of the oxygen gas for blowing. It is better to perform the target melting of the bullion.
[0030]
(4) Next, the points to be noted regarding the relationship between the reaction state in the furnace and the blowing method at the end of blowing will be described.
At the time of blowing during the melting operation of the ingot, the adhering ingot dissolves and falls into the bath, falls or flows down. By mixing such a bare metal in the bath, the bath temperature is lowered and the component composition is changed more or less. Therefore, the sample for temperature measurement and component analysis during blowing or at the end of blowing must not be representative of the bath. From this point of view, at the end of blowing, it is desirable that the pure oxygen flow rate in the oxygen gas for melting metal is as small as possible within a range of 3 to 10% of the flow rate of the blowing oxygen gas. As a specific example of the last stage of blowing, there are periods after the time point of so-called sublance measurement.
(5) As for the injection direction of the oxygen for melting the bullion, when the angle θ with respect to the longitudinal axis 10 of the lance is 40 to 90 ° downward or horizontally, the above bullion dissolution / removal described above. It was also found that the action and effect of
[0031]
(6) The inventors of the present invention have collected and investigated in detail the conventional smelting furnace metal adhering to the furnace mouth, and examined the conditions under which the metal adhesion is unlikely to occur at the furnace port.
As a result of microscopic observation of the ingot in the furnace mouth, it was found that it was a mixture of small particles of iron and slag, entangled with each other, firmly fixed and grown, and solidified. In the dissolution of such an attached metal, the slag component part of the attached metal is difficult to melt. Therefore, it is desirable to reduce the ratio of the slag component portion of the adhered metal. On the other hand, when the amount of slag in the furnace during blowing is approximately 30 kg / t-steel or less, the dust generation rate in the converter exhaust gas at the initial stage of blowing is relatively small. FIG. 4 shows an example of the relationship between the amount of slag in the furnace and the initial dust generation rate in conventional blowing, and is a case where there is no residual slag in the furnace from the previous heat. According to the test by the present inventors, it has been found that in the initial stage of blowing, there is a lot of metal adhesion when the dust generation rate in the converter exhaust gas is high. Therefore, when the amount of slag in the furnace during blowing is about 30 kg / t-steel or less than this, the amount of metal in the initial stage of blowing is reduced.
[0032]
However, slag is indispensable for promoting the de-P reaction during the converter refining reaction. Accordingly, the amount of generated slag may be reduced if the P concentration in the raw material charged in the converter is previously adjusted to be equal to or lower than the target P concentration of the steel, and thus lower than the P concentration of the product specification. Usually, the amount of slag in the furnace in the converter blowing using such de-P molten iron is about 30 kg / t-steel or less.
From the above, it is effective to reduce the amount of slag in the furnace of the heat to 30 kg / t-steel or less in order to reduce the amount of metal adhesion to the furnace mouth. It is extremely effective to use hot metal that has been subjected to P removal treatment as the main iron source.
[0033]
【Example】
The present invention will be described in more detail with reference to examples.
In the test method, a predetermined amount of hot metal 310t, scrap 10t, and ironmaking material were charged into a 300t converter, and decarburization refining was performed with an upper blow lance. The equipment used is similar to that shown in FIG. As an upper blowing lance, an oxygen nozzle for blowing was arranged at the lower end, 8 holes were arranged at regular intervals on the outer peripheral surface of the same height from the lower end, and two stages were arranged every 2000 mm from the lower end. An 8-hole x 2-stage type was used. And the shape and specifications of the nozzle and the mounting angle of the nozzle were variously changed. In addition, the flow rate of the metal for melting the metal and the pressure before the nozzle outlet were set in various ways.
[0034]
In the test, refining for 30 consecutive heats was performed under conditions within the scope of the present invention, and then refining for 30 consecutive heats was performed under conditions outside the scope of the present invention.
Table 1 shows test conditions for tests within the scope of the present invention (Examples) and tests outside the scope (Comparative Examples).
[0035]
[Table 1]

[0036]
Before and after the continuous 30 heat of the example, and before and after the continuous 30 heat of the comparative example, measurement of the position and amount of the bare metal adhered to the furnace mouth and the inner wall of the furnace, and the wear state of the refractory in the furnace Was measured, and the measured values before and after the continuous heat were compared, and the respective ingot melting index and refractory melting index were obtained. Table 1 also shows these indices.
[0037]
From the above test results, in the example, the dissolution of the bullion was promoted while suppressing the refractory melting, whereas in the comparative example, the adhesion of the bullion was prevented, but the refractory was damaged. Progressed.
[0038]
【The invention's effect】
As described above, according to the present invention, the method of efficiently suppressing the adhesion of the furnace mouth metal while suppressing the damage to the furnace mouth refractory without inhibiting the productivity in the converter type refining furnace. This can provide an industrially useful effect.
[Brief description of the drawings]
FIG. 1 is a conceptual diagram of an example of equipment used for carrying out the method of the present invention.
FIG. 2 is a graph showing the relationship between the ratio b / a between the flow rate a of blowing oxygen and the flow rate b of oxygen for melting the furnace mouth metal, and the melting rate of the furnace mouth metal.
FIG. 3 is a graph showing the relationship between the ratio b / a (%) of the flow rate a of blowing oxygen and the flow rate b of oxygen for melting the furnace mouth metal, and the melting rate of the furnace refractory.
FIG. 4 is a graph showing the effect of the amount of slag in the furnace during blowing on the dust generation rate in the initial stage of blowing.
[Explanation of symbols]
DESCRIPTION OF SYMBOLS 1 Hot metal 2 Smelting material 3 Converter 4 Furnace 5 Blasting lance 6 Blowing oxygen nozzle 7 Furnace metal melting nozzle 8 Furnace metal 8 'Furnace inner wall 9 Furnace refractory 10 shaft Core wire

Claims

In a converter type smelting furnace in which hot metal is used as the main iron source and refining with top blowing or top bottom blowing oxygen, a blowing nozzle is provided at the lower end, a metal melting nozzle is provided on the outer peripheral surface, and the metal from dissolved nozzle using a lance that can be supplied in controlled independently of the blowing oxygen gas and oxygen gas or purge gas, when suppressing the base metal adhere to the throat and / or the furnace side wall In addition, the blowing period is divided into a first blowing stage and a second blowing stage, and in the first blowing stage, a purge gas or this purge gas and oxygen gas having a predetermined flow rate or less in terms of pure oxygen are allowed to flow from the nozzle for melting metal. Then, blown while preventing clogging of the metal melting nozzle, and then, in the latter stage of blowing, oxygen gas was supplied from the metal melting nozzle and adhered to the furnace port and / or the furnace inner wall. A blowing method that melts and removes bullion Stomach,
The boundary time point between the first and second stages of blowing is defined as the time within the range of 5 to 50% of the total scheduled time of blowing from the start of blowing, and the pure oxygen in the oxygen gas for melting metal flowing in the latter stage of blowing The flow rate is within the range of 3 to 10% of the current oxygen gas flow rate for blowing, and the pure oxygen flow rate in the oxygen gas flowing from the metal melting nozzle together with the purge gas in the previous blowing phase is A method for suppressing bullion adhesion in a converter-type smelting furnace , characterized in that it is limited to 50% or less of the pure oxygen flow rate in oxygen gas for melting bullion flowing in the latter half of smelting .

2. The blowing method according to claim 1, wherein the angle formed by the longitudinal axis of the lance with respect to the injection direction of oxygen injected from the metal melting nozzle is within a range of 40 to 90 °, and A method for suppressing bullion adhesion in a converter-type smelting furnace , characterized in that it is downward or horizontal .