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JP7400845B2 - Molten iron refining method - Google Patents
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本発明は、溶鉄の精錬方法に関する。より詳しくは、溶鉄の精錬における溶鉄への熱付与技術に関する。 The present invention relates to a method for refining molten iron. More specifically, the present invention relates to a technology for applying heat to molten iron in molten iron refining.

近年、製鉄業における冷鉄源(スクラップ)の使用拡大の需要が高まっている。循環型社会の構築のために、鉄源リサイクルは必要不可避であるうえ、昨今のCOガス削減の需要からも冷鉄源(スクラップ)の使用量を増大させることは不可欠である。冷鉄源(スクラップ)は、酸化鉄(Fe)である鉄鉱石と異なり、溶製プロセスに還元工程を要さないためCOガス排出量の低減が可能であり、高炉-転炉法においても冷鉄源(スクラップ)の使用量は増加の一途をたどっている。 In recent years, there has been an increasing demand for expanded use of cold iron sources (scrap) in the steel industry. In order to build a recycling-oriented society, recycling of iron sources is inevitable, and it is also essential to increase the amount of cold iron sources (scrap) used in response to the recent demand for reducing CO2 gas. Unlike iron ore, which is iron oxide (Fe 2 O 3 ), cold iron sources (scrap) do not require a reduction process in the smelting process, making it possible to reduce CO 2 gas emissions. Even in the law, the amount of cold iron source (scrap) used continues to increase.

高炉-転炉法は、原料である鉄鉱石(Fe)を還元剤であるコークス(C源)とともに高炉へ装入し、炭素(C)濃度が4.5~5.0質量%程度の溶銑を溶製し、転炉にて溶製した溶銑を装入して不純物成分である炭素(C)、ケイ素(Si)、リン(P)を酸化除去する製鋼プロセスである。高炉での溶銑製造時には鉄鉱石の還元などのために溶銑1tあたり、500kg程度の炭素源を必要とする。一方、鉄スクラップなどの冷鉄源を転炉での原料として溶鋼を製造する場合には、鉄鉱石の還元に必要とされる炭素源が不要となる。その際、冷鉄源を溶解するために必要なエネルギーを考慮しても、1tの溶銑を1tの冷鉄源に置き換えることで、約1.5tのCOガス低減につながる。上記のことから、温室効果ガスの排出量の削減と生産活動の維持の両立のためには冷鉄源(スクラップ)の使用量を増やしていくことが必要不可欠である。すなわち、溶鉄を用いた転炉製鋼方法において、冷鉄源の配合比率を増加させることがCO発生量低減につながる。ここで、溶鉄とは、溶銑および溶融した冷鉄源をいう。 In the blast furnace-converter method, iron ore (Fe 2 O 3 ), which is a raw material, is charged into a blast furnace together with coke (C source), which is a reducing agent, and the carbon (C) concentration is 4.5 to 5.0% by mass. This is a steelmaking process in which carbon (C), silicon (Si), and phosphorus (P), which are impurity components, are oxidized and removed by melting a certain amount of hot metal and charging the melted hot metal in a converter. When producing hot metal in a blast furnace, approximately 500 kg of carbon source is required per 1 ton of hot metal for reduction of iron ore. On the other hand, when producing molten steel using a cold iron source such as iron scrap as raw material in a converter, the carbon source required for reducing iron ore becomes unnecessary. At that time, even considering the energy required to melt the cold iron source, replacing 1 ton of hot metal with 1 ton of cold iron source leads to a reduction in CO 2 gas of approximately 1.5 t. From the above, it is essential to increase the amount of cold iron sources (scrap) used in order to reduce greenhouse gas emissions and maintain production activities. That is, in the converter steel manufacturing method using molten iron, increasing the blending ratio of the cold iron source leads to a reduction in the amount of CO 2 generated. Here, molten iron refers to hot metal and molten cold iron sources.

一方、冷鉄源(スクラップ)の使用量を増加させるためには、冷鉄源(スクラップ)の溶解に必要な熱量を供給する必要がある。通常は溶銑中に不純物元素として含有されている炭素や珪素の反応熱で冷鉄源の溶解熱補償を行うが、冷鉄源の配合率が増加した場合には、溶銑中に含有されている炭素や珪素分だけでは熱量不足となる。すなわち、冷鉄源(スクラップ)の未使用時に比べ、冷鉄源(スクラップ)の使用時は、冷鉄源(スクラップ)顕熱相当の熱が溶銑から奪われるため、その分の熱補償が必要となる。既知の熱補償技術として炭材やシリコンカーバイド等の熱源となる昇熱剤を投入することが知られている。
しかしながら、炭材は、そのうちに含まれる硫黄分がピックアップし、溶鉄の成分に悪影響を及ぼすため使用し得る量に限りがある。また、シリコンカーバイドなどのシリコンを含む昇熱材は、塩基度の担保のため同時に石灰の使用量を使用する必要がある。その結果、石灰の使用量が増えスラグ量が増えるため、産廃処分費用等により高コストとなり、デメリットが大きい。以上から硫黄等の不純物成分のピックアップが少なく、かつ低コストである熱補償技術が必要とされている。
On the other hand, in order to increase the amount of cold iron source (scrap) used, it is necessary to supply the amount of heat necessary for melting the cold iron source (scrap). Normally, the heat of dissolution of the cold iron source is compensated for by the reaction heat of carbon and silicon contained as impurity elements in the hot metal, but when the blending ratio of the cold iron source increases, the heat of reaction of carbon and silicon contained in the hot metal Carbon and silicon alone do not provide enough heat. In other words, compared to when a cold iron source (scrap) is not used, when a cold iron source (scrap) is used, heat equivalent to the sensible heat of the cold iron source (scrap) is taken away from the hot metal, so heat compensation for that amount is required. becomes. As a known heat compensation technique, it is known to introduce a heating agent such as carbonaceous material or silicon carbide as a heat source.
However, the amount of carbonaceous material that can be used is limited because the sulfur contained therein picks up and adversely affects the components of molten iron. In addition, when using a heating material containing silicon such as silicon carbide, it is necessary to use a certain amount of lime at the same time to ensure basicity. As a result, the amount of lime used increases and the amount of slag increases, resulting in high costs due to industrial waste disposal costs, etc., which is a major disadvantage. From the above, there is a need for a heat compensation technology that picks up less impurity components such as sulfur and is low cost.

このような観点から、たとえば、特許文献1では粉体の石灰を主体とする脱リン媒溶剤を酸素ガスによって搬送し、バーナーによる燃焼火炎中を通過させて加熱し精錬用酸素ガスとともに溶鉄浴面に吹き付けて添加する技術が提供されている。本技術によれば、バーナー火炎を溶鉄浴面に吹き付けるのみの場合、熱の利用効率は数10%以下にとどまるが、バーナー火炎の熱を粉体に伝熱し、予熱粉体を直接湯に侵入させることで熱の利用効率が向上することが可能であると提案されている。本技術によれば、溶銑の汚染なく熱を供給できるうえ、スラグ量が増えることもなく、熱源を副原料として投入する場合に比べ自由度が高く昇熱コストも安価である。 From this point of view, for example, in Patent Document 1, a dephosphorization medium mainly composed of powdered lime is conveyed by oxygen gas, passed through a combustion flame by a burner to be heated, and is heated together with the refining oxygen gas on the molten iron bath surface. Techniques have been proposed for spraying and adding. According to this technology, if the burner flame is simply sprayed onto the surface of the molten iron bath, the heat utilization efficiency remains at a few tens of percent or less, but by transferring the heat of the burner flame to the powder, the preheated powder directly enters the hot water. It has been proposed that heat utilization efficiency can be improved by doing so. According to the present technology, heat can be supplied without contaminating the hot metal, the amount of slag does not increase, and the heating cost is low compared to the case where the heat source is input as an auxiliary material with a higher degree of freedom.

たとえば、特許文献2では前記バーナー技術に関して、精錬用のランスとは別系統のバーナー機能を有するランスを使用し、ランス中心から熱源兼伝熱媒体として微粉炭を自由落下させ火炎中で予熱し熱補償を行う技術が提案されている。 For example, in Patent Document 2, regarding the burner technology, a lance with a burner function different from the refining lance is used, and pulverized coal is freely fallen from the center of the lance as a heat source and heat transfer medium, and is preheated in a flame to generate heat. Techniques for compensation have been proposed.

特開2005-336586号公報Japanese Patent Application Publication No. 2005-336586 特開2007-92158号公報Japanese Patent Application Publication No. 2007-92158

しかしながら、上記従来技術には以下の問題がある。特許文献1に記載された溶銑の脱燐処理方法では、送酸ランスにバーナー機能を組み合わせた一体型のランスを採用している。この一体型のランスは、溶鉄の精錬に望ましいとされる溶鉄浴面からノズル先端までの距離(ランス高さ)と熱補償に適するランス高さとの間に乖離がある。すなわち、このような一体型のランスでは、酸素吹錬に適する溶鉄浴面からノズル先端までの距離(ランス高さ)と熱補償に適するランス高さの両者を両立させることは、困難である。 However, the above conventional technology has the following problems. The hot metal dephosphorization treatment method described in Patent Document 1 employs an integrated lance that combines an oxygen supply lance with a burner function. In this integrated lance, there is a discrepancy between the distance from the molten iron bath surface to the nozzle tip (lance height), which is desirable for molten iron refining, and the lance height, which is suitable for heat compensation. That is, with such an integrated lance, it is difficult to achieve both the distance from the molten iron bath surface to the nozzle tip (lance height) suitable for oxygen blowing and the lance height suitable for heat compensation.

例えば、転炉における脱炭吹錬の末期では、鉄の過酸化を防ぐため送酸流量を絞る一方で、脱炭反応の促進に撹拌力の付与が必要となる。このため、一般に溶銑の飛散によるランスへの地金付着が課題とならない範囲までランス高さを低下させる。また、大流量・低動圧のソフトブロー噴流が要求される脱炭吹錬の初期から中期においても、過剰にランス高さを高くすることは、スロッピング等の操業を悪化させることが知られている。 For example, in the final stage of decarburization blowing in a converter, it is necessary to reduce the oxygen flow rate to prevent overoxidation of the iron, while applying stirring power to promote the decarburization reaction. For this reason, the lance height is generally lowered to a range where metal adhesion to the lance due to hot metal scattering does not become a problem. Furthermore, even in the early to middle stages of decarburization blowing, where a soft blow jet with a large flow rate and low dynamic pressure is required, it is known that raising the lance height excessively can worsen operations such as slopping. ing.

この理由は、噴流が必要以上に低動圧になり、上吹きランスから供する酸素ガスが溶銑上に存在するスラグ層に遮られ、スラグの過酸化を招くためである。上記のことから転炉における精錬用送酸ランスのランス高さは、一般的に溶鉄浴面から2~3m程度の範囲内で使用する場合がほとんどである。一方で、熱補償の観点では、バーナー火炎の熱を伝熱媒体である粉体に十分伝熱させるため、粉体がバーナー火炎中に可能な限り長時間滞留することが要求される。しかしながら、一体型のランスの場合では、ランスの高さの上限が精錬特性により決まってしまい、自由度が小さく着熱効率が悪化する。 The reason for this is that the dynamic pressure of the jet becomes lower than necessary, and the oxygen gas supplied from the top blowing lance is blocked by the slag layer existing on the hot metal, leading to overoxidation of the slag. From the above, the height of the refining oxygen lance in the converter is generally within a range of about 2 to 3 m from the molten iron bath surface in most cases. On the other hand, from the viewpoint of thermal compensation, in order to sufficiently transfer the heat of the burner flame to the powder, which is a heat transfer medium, it is required that the powder stay in the burner flame for as long as possible. However, in the case of an integrated lance, the upper limit of the height of the lance is determined by the refining characteristics, and the degree of freedom is small, resulting in poor heat transfer efficiency.

また、特許文献2に示すような自由落下型のランスにてランス高さを大きくすると、転炉内では送酸ランスから浴面へ吹き込まれるガスの反射や、溶銑から発生するCOガス、または撹拌のために転炉炉底から吹き込む底吹きガスなどの種々の高温ガスが炉口から転炉外へ抜け出る流れが発生する。このため、伝熱媒体が飛散し、溶銑への侵入歩留まりが悪化するという課題がある。 In addition, when the lance height is increased in a free-fall type lance as shown in Patent Document 2, in the converter, the gas blown from the oxygen supply lance to the bath surface is reflected, the CO gas generated from the hot metal, or the stirring Therefore, various high-temperature gases such as bottom-blown gas that are blown in from the bottom of the converter furnace flow out of the converter through the furnace opening. Therefore, there is a problem that the heat transfer medium is scattered and the yield of penetration into the hot metal is deteriorated.

本発明は、このような事情に鑑みてなされたものであって、高い冷鉄源比率の条件でも冷鉄源の熱補償を行うことができ、特に溶鉄の精錬に望ましいとされるランス高さと熱補償に適するランス高さをそれぞれ同時に実現し、伝達媒体の歩留まりを十分に確保することにより溶鉄への着熱効率を向上させた溶鉄の精錬方法の提供を目的としている。 The present invention has been made in view of the above circumstances, and is capable of thermal compensation of a cold iron source even under conditions of a high cold iron source ratio, and has a lance height and height that are particularly desirable for smelting molten iron. The purpose of the present invention is to provide a molten iron refining method that improves the efficiency of heat transfer to molten iron by simultaneously achieving lance heights suitable for heat compensation and ensuring a sufficient yield of the transmission medium.

上記課題を有利に解決する本発明にかかる溶鉄の精錬方法は、溶銑を装入した転炉型容器内に粉状副原料を添加するとともに上吹きランスより酸化性ガスを供給して行なう溶鉄の予備処理吹錬または脱炭吹錬方法であって、前記上吹きランスとは別に、独立して昇降可能なバーナーランスを1本以上設け、前記バーナーランスは、粉体供給管と該バーナーランスの先端から燃料及び燃焼用の支燃性ガスを吹き込む噴射孔とを有し、バーナー火炎の噴射が可能なように形成され、伝熱媒体として粉状副原料を前記粉体供給管を通じてキャリアガスにより前記バーナー火炎中にガス搬送し、前記バーナー火炎の中を通過させて加熱して前記転炉型容器内に装入し、前記バーナー火炎の熱を前記溶銑へ伝熱させることを特徴とする。 The molten iron refining method according to the present invention, which advantageously solves the above problems, involves adding powdered auxiliary raw materials to a converter-type vessel charged with molten iron, and supplying oxidizing gas from a top blowing lance. A preliminary treatment blowing or decarburization blowing method, in which one or more burner lances that can be raised and lowered independently are provided in addition to the top blowing lance, and the burner lance is connected to a powder supply pipe and the burner lance. It has an injection hole for blowing fuel and combustion-supporting gas for combustion from the tip, and is formed so that burner flame can be injected. The method is characterized in that a gas is conveyed into the burner flame, passed through the burner flame to be heated, and charged into the converter type vessel, so that the heat of the burner flame is transferred to the hot metal.

なお、本発明にかかる溶鉄の精錬方法は、
(1)前記キャリアガスを支燃性ガスとすること、
(2)前記バーナーランスの先端から吐出される前記キャリアガスの吐出速度を15m/s以上330m/s以下とし、ここで、キャリアガスの吐出速度は、以下の関係式
キャリアガスの吐出速度(m/s)=(1/60)×キャリアガス流量(Nm/min)/キャリアガス吐出孔断面積(m)で定義するものとすること、
(3)前記バーナーランスの先端から溶鉄浴面までの距離を3.0m以上とすること、
(4)前記バーナーランスの先端から噴射される前記バーナー火炎の長さが前記バーナーランスの先端から前記溶鉄浴面までの距離に対して、85~105%となるように酸素比を設定すること、ここで、前記酸素比は、支燃性ガス中実供給酸素量/完全燃焼に必要な理論酸素量である、
などがより好ましい解決手段になり得るものと考えられる。
Note that the method for refining molten iron according to the present invention is as follows:
(1) The carrier gas is a combustion supporting gas;
(2) The discharge speed of the carrier gas discharged from the tip of the burner lance is 15 m/s or more and 330 m/s or less, where the carrier gas discharge speed is expressed by the following relational expression: Carrier gas discharge speed (m /s) = (1/60) × carrier gas flow rate (Nm 3 /min) / carrier gas discharge hole cross-sectional area (m 2 ),
(3) The distance from the tip of the burner lance to the molten iron bath surface is 3.0 m or more;
(4) Setting the oxygen ratio so that the length of the burner flame injected from the tip of the burner lance is 85 to 105% of the distance from the tip of the burner lance to the molten iron bath surface. , where the oxygen ratio is the combustion-supporting gas solid supply oxygen amount/theoretical oxygen amount required for complete combustion.
It is thought that this could be a more preferable solution.

本発明によれば、送酸用ランスである上吹きランスと熱補償用バーナーランスとをそれぞれ独立型とすることで、各ランスのランス高さに自由度が生まれるため、溶鉄の予備処理吹錬もしくは脱炭吹錬による溶鉄の精錬に望ましいとされるランス高さと、熱補償に適するランス高さをそれぞれ同時に実現することが可能である。また、本発明によれば、バーナーランスの伝熱媒体キャリアガスを不活性ガスに比べ安価な支燃性ガスとすることで、溶鉄の精錬プロセスの低廉化が可能である。さらに、本発明によれば、バーナーランスから吐出されるキャリアガスの吐出速度を担保することで伝熱媒体のバーナー火炎内滞留時間を十分確保することができる。さらに、本発明によれば、バーナーランス高さを3.0m以上とすることで伝熱媒体のバーナー火炎内滞留時間を十分に確保し、溶鉄への着熱効率が向上することが可能である。 According to the present invention, by making the top blowing lance, which is the lance for oxygen supply, and the burner lance for heat compensation each independent, a degree of freedom is created in the lance height of each lance. Alternatively, it is possible to simultaneously achieve a lance height that is desirable for refining molten iron by decarburization blowing and a lance height that is suitable for heat compensation. Further, according to the present invention, by using a combustion supporting gas that is cheaper than an inert gas as the heat transfer medium carrier gas of the burner lance, it is possible to reduce the cost of the molten iron refining process. Further, according to the present invention, by ensuring the discharge speed of the carrier gas discharged from the burner lance, a sufficient residence time of the heat transfer medium within the burner flame can be ensured. Further, according to the present invention, by setting the burner lance height to 3.0 m or more, it is possible to sufficiently secure the residence time of the heat transfer medium in the burner flame and improve the heat transfer efficiency to the molten iron.

本発明の実施形態に用いる転炉の概要を示す縦断面模式図である。BRIEF DESCRIPTION OF THE DRAWINGS It is a longitudinal cross-sectional schematic diagram which shows the outline of the converter used in embodiment of this invention. 本発明の一実施形態にかかるバーナーの概略図であって、(a)はランス先端の縦断面図を示し、(b)は噴出孔の下方から眺めた下面図を示す。FIG. 2 is a schematic diagram of a burner according to an embodiment of the present invention, in which (a) shows a longitudinal cross-sectional view of the lance tip, and (b) shows a bottom view seen from below the nozzle hole.

以下、本発明の実施の形態について具体的に説明する。なお、各図面は模式的なものであって、現実のものとは異なる場合がある。また、以下の実施形態は、本発明の技術的思想を具体化するための装置や方法を例示するものであり、構成を下記のものに特定するものでない。すなわち、本発明の技術的思想は、特許請求の範囲に記載された技術的範囲内において、種々の変更を加えることができる。 Embodiments of the present invention will be specifically described below. Note that each drawing is schematic and may differ from the actual drawing. Furthermore, the following embodiments are intended to exemplify devices and methods for embodying the technical idea of the present invention, and the configuration is not limited to the following. That is, the technical idea of the present invention can be modified in various ways within the technical scope described in the claims.

[第1実施形態]
図1は、本発明の一実施形態の溶鉄の精錬方法に用いる上底吹き機能を有する転炉型容器1の概略縦断面図である。図2は、粉体供給機能を有するバーナーランスの構造を示すバーナーランス先端の概略図であって、図2(a)は、縦断面図を表し、図2(b)は、A-A視断面図である。
[First embodiment]
FIG. 1 is a schematic vertical cross-sectional view of a converter-type vessel 1 having a top-bottom blowing function used in a molten iron refining method according to an embodiment of the present invention. FIG. 2 is a schematic diagram of the tip of the burner lance showing the structure of the burner lance having a powder supply function, in which FIG. 2(a) shows a longitudinal cross-sectional view, and FIG. FIG.

たとえば、転炉型容器1に、まず、図示しないスクラップシュートより、炉内前置き用の冷鉄源としての鉄スクラップを転炉型容器1内に装入する。その後、図示しない装入鍋を用いて転炉型容器1内に溶銑を装入する。スクラップシュートから装入する冷鉄源量は、溶銑装入量との和の0.15倍以下の量とするか、または、前装入しない。炉上投入の冷鉄源は、炉上ホッパーに準備しておく。炉上投入の冷鉄源としては、小径の鉄スクラップ(バラくず)、裁断された鉄スクラップ(チョッパーくず、シュレッダーくず)、小塊状の還元鉄などが使用できる。また、サイズの大きい鉄スクラップや塊状の還元鉄等は炉上ホッパーおよびコンベア等の搬送設備等でのハンドリングが可能となるように、裁断や破砕等することが望ましい。 For example, first, iron scrap as a cold iron source for pre-furnace preparation is charged into the converter type vessel 1 through a scrap chute (not shown). Thereafter, hot metal is charged into the converter type vessel 1 using a charging pot (not shown). The amount of cold iron source charged from the scrap chute shall be 0.15 times or less the sum of the amount of hot metal charged, or it shall not be pre-charged. The source of cold iron to be charged above the furnace is prepared in the above-furnace hopper. As a source of cold iron to be fed into the furnace, small-diameter iron scrap (loose scraps), cut iron scraps (chopper scraps, shredder scraps), small lumps of reduced iron, etc. can be used. Further, it is desirable that large-sized iron scraps, lumps of reduced iron, etc. be cut or crushed so that they can be handled in conveyance equipment such as furnace hoppers and conveyors.

溶銑装入後、酸化性ガスを上吹きするように構成された上吹きランス2から酸素ガス(酸化性ガス)を溶鉄3に向けて上吹きする。炉底に設置された羽口4から、撹拌ガスとしてN等の不活性ガスを供給し、溶鉄3を攪拌する。そして、昇熱剤や造滓材等の副原料を添加し、転炉型容器1内の溶鉄3を脱燐処理する。この際、粉石灰など粉状副原料15を、酸化性ガスを上吹きする上吹きランス2とは別に設置したバーナーランス5に設けられた粉体供給管からキャリアガスを用いて供給する。図2にバーナーランス5の先端部を概略図で示す。中心に粉体供給管11を配置し、その周囲に噴射孔を有する燃料供給管12および支燃性ガス供給管13を順に配置する。その外側は冷却水通路14を有する外殻を備える。粉体供給管11の外周部に設けられた噴射孔から、燃料ガス16と支燃性ガス17を供給してバーナー火炎を形成する。そして、粉状副原料15を該バーナー火炎中で加熱する。そうすることで、粉状副原料15が伝熱媒体となるため、溶銑中への着熱効率を向上させることが可能となる。その結果、炭素源や珪素源のような昇熱剤の使用量を低減でき、脱燐処理時間の延長を抑止することが可能となる。 After charging the hot metal, oxygen gas (oxidizing gas) is blown upward toward the molten iron 3 from a top blowing lance 2 configured to blow oxidizing gas upward. An inert gas such as N 2 is supplied as a stirring gas from a tuyere 4 installed at the bottom of the furnace, and the molten iron 3 is stirred. Then, auxiliary raw materials such as a heating agent and a slag forming material are added, and the molten iron 3 in the converter type vessel 1 is dephosphorized. At this time, a powdered auxiliary raw material 15 such as powdered lime is supplied using a carrier gas from a powder supply pipe provided in a burner lance 5 installed separately from the top blowing lance 2 that top blows the oxidizing gas. FIG. 2 schematically shows the tip of the burner lance 5. A powder supply pipe 11 is arranged at the center, and a fuel supply pipe 12 having an injection hole and a combustion supporting gas supply pipe 13 are arranged in this order around the powder supply pipe 11. Its outside is provided with an outer shell with cooling water passages 14 . Fuel gas 16 and combustion-supporting gas 17 are supplied from injection holes provided on the outer circumference of powder supply pipe 11 to form a burner flame. Then, the powdered auxiliary raw material 15 is heated in the burner flame. By doing so, the powdered auxiliary raw material 15 becomes a heat transfer medium, making it possible to improve the heat transfer efficiency into the hot metal. As a result, it is possible to reduce the amount of heat raising agents such as carbon sources and silicon sources, and it is possible to prevent extension of the dephosphorization treatment time.

このように、本実施形態の溶鉄の精錬方法は、送酸用ランスである上吹きランスとバーナーランスとをそれぞれ独立型とするランスを採用しているので、各ランスのランス高さに自由度が生まれるため、溶鉄の精錬に望ましいとされるランス高さと、熱補償に適するランス高さをそれぞれ同時に実現することが可能である。このため、本実施形態の溶鉄の精錬方法は、溶鉄の予備処理吹錬もしくは脱炭吹錬に好適に適用することができる。 In this way, the molten iron refining method of this embodiment employs a lance in which the top blowing lance and the burner lance, which are lances for supplying oxygen, are each independent, so there is flexibility in the lance height of each lance. Therefore, it is possible to simultaneously achieve a lance height that is desirable for molten iron refining and a lance height that is suitable for heat compensation. Therefore, the molten iron refining method of the present embodiment can be suitably applied to pretreatment blowing or decarburization blowing of molten iron.

以上、本実施形態の溶鉄の精錬方法によれば、粉状副原料がバーナー火炎によって加熱され、伝熱媒体となって転炉内の溶鉄に伝熱させることが可能である。その結果、本実施形態の溶鉄の精錬方法によれば、溶鉄への着熱効率が向上して、昇熱剤として投入する炭素源や珪素源の量が少なくて済み、脱燐処理時間の大幅な延長や、スラグ発生量の増大を抑制することが可能となる。 As described above, according to the molten iron refining method of the present embodiment, the powdered auxiliary raw material is heated by the burner flame, becomes a heat transfer medium, and can transfer heat to the molten iron in the converter. As a result, according to the molten iron refining method of the present embodiment, the heat transfer efficiency to the molten iron is improved, the amount of carbon source and silicon source input as a heating agent is reduced, and the dephosphorization processing time is significantly reduced. It becomes possible to suppress extension and increase in the amount of slag generated.

[第2実施形態]
第2実施形態の溶鉄の精錬方法は、上記実施形態において、粉状副原料をバーナー火炎に搬送するためのキャリアガスを支燃性ガスとすることを特徴とする。発明者らは抜熱を最小限にするために、上記キャリアガスとして支燃性ガスを採用した。キャリアガスとして、転炉型容器1内において起こり得る反応に全く寄与しない不活性ガスを使用する場合、その不活性ガスのコストが余分にかかるうえ、キャリアガスの抜熱により溶鉄への着熱効率が悪化する。
[Second embodiment]
The molten iron refining method of the second embodiment is characterized in that, in the above embodiment, the carrier gas for conveying the powdered auxiliary raw material to the burner flame is a combustion-supporting gas. In order to minimize heat loss, the inventors adopted a combustion supporting gas as the carrier gas. If an inert gas that does not contribute at all to the reactions that may occur in the converter type vessel 1 is used as the carrier gas, the cost of the inert gas will be extra, and the heat transfer efficiency to the molten iron will be reduced due to the heat removal of the carrier gas. Getting worse.

本実施形態の溶鉄の精錬方法は、燃料の燃焼に必要な支燃性ガスとキャリアガスを同一とし、転炉型容器の系全体のガス使用量を削減することで、ガス顕熱による抜熱量を小さくすることが可能である。また、脱炭炉においては窒素が溶鉄中にコンタミネーションすることが問題となる。このため、キャリアガスを不活性ガスとする際にはアルゴン(Ar)のような高価なガスを採用する必要があり、コスト面でも不利である。 The molten iron refining method of this embodiment uses the same combustion-supporting gas and carrier gas necessary for fuel combustion, and reduces the amount of gas used in the entire system of the converter type vessel, thereby reducing the amount of heat removed by sensible heat of the gas. It is possible to make it smaller. Additionally, in decarburization furnaces, contamination of molten iron with nitrogen poses a problem. Therefore, when using an inert gas as the carrier gas, it is necessary to use an expensive gas such as argon (Ar), which is disadvantageous in terms of cost.

加えて、本実施形態の溶鉄の精錬方法は、支燃性ガスをキャリアガスとすることで粉状副原料の搬送の系統と支燃性ガスの供給の系統を同一系統に集約することが可能となる。その結果、溶鉄の精錬方法に採用されるバーナーランスの構造が単純になる。また、上記バーナーランスは、軽量化する。さらに、バーナーランスを製造するためのコストの低減や溶鉄の精錬に必要な設備負荷の低減につながる。 In addition, in the molten iron refining method of this embodiment, by using the combustion-supporting gas as a carrier gas, it is possible to integrate the system for transporting powdered auxiliary raw materials and the system for supplying the combustion-supporting gas into the same system. becomes. As a result, the structure of the burner lance used in the molten iron refining method becomes simple. Furthermore, the burner lance is lightweight. Furthermore, it leads to a reduction in the cost of manufacturing burner lances and a reduction in the load on equipment required for refining molten iron.

なお、本実施形態の溶鉄の精錬方法に採用される支燃性ガスには、空気や酸素富化空気、酸化性ガス(純酸素のほか、酸素とCOや不活性ガスとの混合ガス)が挙げられる。これらの支燃性ガスの中でも、溶鉄へのコンタミネーションの原因となることや排ガスの管理や処理設備が煩雑になること及びキャリアガスそのもののコストを考慮すると酸素が最も望ましい。 The combustion-supporting gases employed in the molten iron refining method of this embodiment include air, oxygen-enriched air, and oxidizing gases (in addition to pure oxygen, mixed gases of oxygen and CO 2 or inert gases). can be mentioned. Among these combustion-supporting gases, oxygen is the most desirable in view of the fact that it causes contamination to molten iron, that it complicates exhaust gas management and processing equipment, and that the cost of the carrier gas itself is considered.

以上、本実施形態の溶鉄の精錬方法によれば、粉状副原料をバーナー火炎に搬送するためのキャリアガスとして安価な支燃性ガスを採用することにより、キャリアガスとして不活性ガスを採用する場合に比べて溶鉄を精錬するためのコストの低廉化が可能である。 As described above, according to the molten iron refining method of the present embodiment, an inexpensive combustion-supporting gas is used as the carrier gas for conveying the powdered auxiliary material to the burner flame, and an inert gas is used as the carrier gas. It is possible to reduce the cost of refining molten iron compared to the case where molten iron is refined.

[第3実施形態]
第3実施形態の溶鉄の精錬方法は、上記実施形態において、バーナーランスの先端から吐出されるキャリアガスの吐出速度(吐出流速)を15m/s以上330m/s以下とすることを特徴とする。ここで、キャリアガスの吐出速度は、以下の関係式で定義するものとする。
キャリアガスの吐出速度(m/s)=(1/60)×キャリアガス流量(Nm/min)/キャリアガス吐出孔断面積(m
加えて発明者らは、転炉型反応容器試験においてキャリアガス流量やバーナーランス高さを種々変更して、伝熱媒体である粉体(粉状副原料)石灰のバーナーランス加熱試験を実施した。その結果、粉体(粉状副原料)の溶鉄到達率(以下、「歩留まり」と定義する。)の観点から粉体(粉状副原料)の投射による装入には、キャリアガスに少なくとも15m/s以上の流速を持たせる必要があることを確認している。その理由は、キャリアガスの吐出流速を上げることで、伝熱媒体である粉体(粉状副原料)の速度も上昇し、粉体(粉状副原料)の溶鉄到達率歩留まりを80%以上にできるからである。さらに、発明者らは、上記キャリアガスの吐出速度として、特に80m/s以上とすることにより、歩留まりが90%を超えることを確認している。なお、本実施形態において、バーナーランスの先端から吐出されるキャリアガスの吐出速度の上限は、330m/sである。その理由は、伝熱媒体の溶鉄浴面衝突時の溶鉄飛散の抑制の観点から音速程度(331.5m/s-空気中)であり、また火炎内滞留時間を0.035秒以上に担保できるからである。
[Third embodiment]
The molten iron refining method of the third embodiment is characterized in that in the above embodiment, the discharge velocity (discharge flow velocity) of the carrier gas discharged from the tip of the burner lance is 15 m/s or more and 330 m/s or less. Here, the discharge rate of the carrier gas shall be defined by the following relational expression.
Carrier gas discharge speed (m/s) = (1/60) × carrier gas flow rate (Nm 3 /min) / carrier gas discharge hole cross-sectional area (m 2 )
In addition, the inventors conducted a burner lance heating test of lime powder (powdered auxiliary raw material), which is a heat transfer medium, by variously changing the carrier gas flow rate and burner lance height in a converter type reaction vessel test. . As a result, from the viewpoint of the powder (powdered auxiliary raw material) reaching molten iron (hereinafter defined as "yield"), it is necessary to charge the powder (powdered auxiliary raw material) by projecting the carrier gas at least 15 m long. It has been confirmed that it is necessary to have a flow velocity of /s or more. The reason for this is that by increasing the discharge flow rate of the carrier gas, the speed of the powder (powdered auxiliary raw material), which is a heat transfer medium, also increases, increasing the molten iron yield rate of the powder (powdered auxiliary raw material) by over 80%. This is because it can be done. Furthermore, the inventors have confirmed that the yield exceeds 90% by setting the discharge speed of the carrier gas to 80 m/s or more. In this embodiment, the upper limit of the discharge speed of the carrier gas discharged from the tip of the burner lance is 330 m/s. The reason for this is that from the perspective of suppressing molten iron scattering when the heat transfer medium collides with the molten iron bath surface, the speed is around the sonic speed (331.5 m/s in air), and the residence time in the flame can be guaranteed to be 0.035 seconds or more. It is from.

本実施形態の溶鉄の精錬方法において、歩留まりが低いと粉体(粉状副原料)についた熱が溶鉄につかず、排ガスとともに系外に逃げてしまうため歩留まりの確保は重要な課題である。なお、本実施形態において、歩留まりの評価は、スラグを採取し石灰濃度を分析から求め、マスバランスから算出した。 In the molten iron refining method of this embodiment, securing the yield is an important issue because if the yield is low, the heat attached to the powder (powdered auxiliary raw material) will not reach the molten iron and will escape from the system together with the exhaust gas. In this embodiment, the yield was evaluated by collecting slag, determining the lime concentration from analysis, and calculating from the mass balance.

以上、本実施形態の溶鉄の精錬方法によれば、バーナーランスの先端から吐出されるキャリアガスの吐出速度を15m/s以上330m/s以下とすることにより、伝熱媒体の歩留まりを80%以上にすることができ、その結果、バーナー火炎から得た伝熱媒体の熱を溶鉄に効率よく伝熱することができる。 As described above, according to the molten iron refining method of the present embodiment, by setting the discharge speed of the carrier gas discharged from the tip of the burner lance to 15 m/s or more and 330 m/s or less, the yield of the heat transfer medium can be increased to 80% or more. As a result, the heat of the heat transfer medium obtained from the burner flame can be efficiently transferred to the molten iron.

[第4実施形態]
第4実施形態の溶鉄の精錬方法は、上記実施形態において、バーナーランスの先端から溶鉄浴面までの距離を3.0m以上とすることを特徴とする。すなわち、本実施形態の溶鉄の精錬方法は、キャリアガスの吐出速度(吐出流速)を担保した上でバーナー火炎内の粉状副原料の滞留時間を確保している。
[Fourth embodiment]
The molten iron refining method of the fourth embodiment is characterized in that the distance from the tip of the burner lance to the molten iron bath surface is 3.0 m or more in the above embodiment. That is, the molten iron refining method of the present embodiment secures the residence time of the powdered auxiliary material in the burner flame while ensuring the discharge rate (discharge flow rate) of the carrier gas.

このような観点から、本実施形態の溶鉄の精錬方法において、バーナーランスの先端から溶鉄浴面までの距離を3.0m以上とすることが望ましい。一方、本実施形態の溶鉄の精錬方法において、バーナーランスの先端から溶鉄浴面までの距離の上限は、炉口以下である必要がある。その理由は、炉口からランス先端が吐出すると排気設備にバーナー火炎の熱が付き設備を破損する一因となるためである。なお、転炉型容器内に設置されている耐火物の損耗や、炉内の地金付きにより炉内の状況は時々刻々と変化するため、定期的にサブランスプローブを用いた溶鉄の浴面測定を実施し、正確な溶鉄の浴面高さを把握しておくことが望ましい。 From this point of view, in the molten iron refining method of the present embodiment, it is desirable that the distance from the tip of the burner lance to the molten iron bath surface be 3.0 m or more. On the other hand, in the molten iron refining method of this embodiment, the upper limit of the distance from the tip of the burner lance to the molten iron bath surface needs to be equal to or less than the furnace mouth. The reason for this is that when the lance tip is discharged from the furnace mouth, heat from the burner flame is applied to the exhaust equipment, causing damage to the equipment. Since the conditions inside the furnace change from time to time due to wear and tear of the refractories installed in the converter-type container and metal buildup inside the furnace, the bath surface of the molten iron should be inspected periodically using a sub-lance probe. It is desirable to carry out measurements and know the exact height of the molten iron bath surface.

以上、本実施形態の溶鉄の精錬方法によれば、バーナーランスの先端から溶鉄浴面までの距離を3.0m以上とすることにより、バーナー火炎内の粉状副原料の滞留時間を確保することができ、その結果、伝熱媒体である粉状副原料が有している熱を溶鉄に効率よく伝熱することができる。 As described above, according to the molten iron refining method of the present embodiment, by setting the distance from the tip of the burner lance to the molten iron bath surface to be 3.0 m or more, the residence time of the powdered auxiliary material in the burner flame can be ensured. As a result, the heat contained in the powdered auxiliary raw material, which is a heat transfer medium, can be efficiently transferred to the molten iron.

[第5実施形態]
第5実施形態の溶鉄の精錬方法は、上記実施形態において、前記バーナーランスの先端から噴射される前記バーナー火炎の長さが前記バーナーランスの先端から前記溶鉄浴面までの距離に対して、85~105%となるように酸素比を設定することを特徴とする。ここで、酸素比は、支燃性ガス中実供給酸素量/完全燃焼に必要な理論酸素量である。
[Fifth embodiment]
In the molten iron refining method of the fifth embodiment, in the above embodiment, the length of the burner flame injected from the tip of the burner lance is 85% with respect to the distance from the tip of the burner lance to the molten iron bath surface. It is characterized by setting the oxygen ratio to ~105%. Here, the oxygen ratio is the combustion-supporting gas solid supply oxygen amount/theoretical oxygen amount required for complete combustion.

また、本特許に記載するような混合燃焼型バーナーでは、バーナーランスのノズル出口以降で燃料と燃焼用の支燃性ガスとが混合し、炉内温度により着火してバーナー火炎が形成される。このバーナー火炎の長さは、酸素比と相関を持つ。前述の実施形態の通り、バーナー火炎内において、粉状副原料の滞留時間を確保することは着熱効率の担保のため重要である。 Further, in the mixed combustion type burner as described in this patent, fuel and combustion supporting gas are mixed after the nozzle exit of the burner lance, and ignited by the furnace temperature to form a burner flame. The length of this burner flame has a correlation with the oxygen ratio. As in the embodiments described above, it is important to ensure the residence time of the powdered auxiliary material within the burner flame in order to ensure heat transfer efficiency.

しかしながら、設定したバーナーランス高さ(LH)よりもバーナー火炎の長さが短くなる場合、バーナー火炎内における粉状副原料の滞留時間は短くなってしまうことが課題となる。また、設定したバーナーランス高さ(LH)よりもバーナー火炎の長さが長くなる場合、粉状副原料が溶鉄浴面に到達するまでに燃料の燃焼が完了せず着熱効率が悪化することが課題となる。 However, when the length of the burner flame becomes shorter than the set burner lance height (LH), a problem arises in that the residence time of the powdered auxiliary material within the burner flame becomes short. Additionally, if the length of the burner flame is longer than the set burner lance height (LH), the combustion of the fuel may not be completed before the powdered auxiliary material reaches the molten iron bath surface, resulting in poor heat transfer efficiency. This will be a challenge.

これらの課題を解決するため、あらかじめ使用するバーナーランスの酸素比毎のバーナー火炎の長さを調査した。その結果、バーナーランスの先端からのバーナー火炎の長さが、バーナーランス先端から溶鉄浴面までの距離の比(バーナー火炎の長さ/バーナーランス高さ(LH))が85%以上105%以下であることが望ましいことが判明した。本実施形態において、バーナー火炎の長さとは、供した燃料ガスが混合燃焼により完全燃焼するまでの距離をいう。また、バーナー火炎の長さが前記バーナーランスの先端から溶鉄浴面までの距離に対して100%を超える場合とは、浴面到達時に供した燃料ガスの一部が未燃の場合である。 In order to solve these problems, we investigated the burner flame length for each burner lance oxygen ratio to be used. As a result, the length of the burner flame from the tip of the burner lance is 85% or more and the ratio of the distance from the burner lance tip to the molten iron bath surface (burner flame length/burner lance height (LH)) is 85% or more and 105% or less. It turns out that it is desirable that In this embodiment, the length of the burner flame refers to the distance until the supplied fuel gas is completely combusted by mixed combustion. Further, the case where the length of the burner flame exceeds 100% of the distance from the tip of the burner lance to the molten iron bath surface means that a part of the fuel gas provided when reaching the bath surface is unburned.

以上、本実施形態の溶鉄の精錬方法によれば、バーナー火炎の長さをバーナーランス高さ(LH)の85%以上105%以下とすることにより、粉状副原料のバーナー火炎内滞留時間を確保することができ、溶鉄への着熱効率を向上することができる。 As described above, according to the molten iron refining method of the present embodiment, by setting the length of the burner flame to 85% or more and 105% or less of the burner lance height (LH), the residence time of the powdered auxiliary material in the burner flame is increased. The heat transfer efficiency to the molten iron can be improved.

[他の実施形態]
以上、実施形態を参照して本願発明を説明したが、本願発明は上記実施形態に限定されるものではない。本願発明の構成や詳細には、本願発明の技術的範囲で当業者が理解し得る様々な変更をすることができる。また、それぞれの実施形態に含まれる別々の特徴を如何様に組み合わせたシステム、または装置も、本発明の技術的範囲に含まれる。
[Other embodiments]
Although the present invention has been described above with reference to the embodiments, the present invention is not limited to the above embodiments. The structure and details of the present invention can be modified in various ways within the technical scope of the present invention, which can be understood by those skilled in the art. Furthermore, systems or devices that combine the separate features included in each embodiment in any way are also included within the technical scope of the present invention.

また、本発明は、複数の機器から構成されるシステムに適用されてもよいし、単体の装置に適用されてもよい。さらに、本発明は、実施形態の機能を実現する情報処理プログラムが、システムあるいは装置に供給され、内蔵されたプロセッサによって実行される場合にも適用可能である。本発明の機能をコンピュータで実現するために、コンピュータにインストールされるプログラム、あるいはそのプログラムを格納した媒体も本発明の技術的範囲に含まれる。 Moreover, the present invention may be applied to a system composed of a plurality of devices, or may be applied to a single device. Furthermore, the present invention is also applicable when an information processing program that implements the functions of the embodiments is supplied to a system or device and executed by a built-in processor. A program installed in a computer or a medium storing the program in order to realize the functions of the present invention on the computer is also included within the technical scope of the present invention.

図1に示す転炉型容器1と同様の形式を有する、容量340トンの上底吹き転炉(酸化性ガス上吹き、アルゴンガス底吹き)を用いて、溶鉄の脱炭精錬を行った。酸化性ガス吹錬用上吹きランス2は、先端部に5個のラバールノズル型の噴射ノズルを持つものを用いた。ノズルの噴射角度を15°として、上吹きランス2の軸心に対して同一円周上に等間隔に配置したものを使用した。なお、噴射ノズルのスロート径dtは73.6mm、出口径deは78.0mmである。 Molten iron was decarburized and refined using a top-bottom blowing converter having a capacity of 340 tons (oxidizing gas top blowing, argon gas bottom blowing) having the same type as the converter type vessel 1 shown in FIG. The top blowing lance 2 for oxidizing gas blowing had five Laval nozzle-type injection nozzles at its tip. The spray angle of the nozzles was 15°, and the nozzles were arranged at equal intervals on the same circumference with respect to the axis of the top blowing lance 2. Note that the throat diameter dt of the injection nozzle is 73.6 mm, and the outlet diameter de is 78.0 mm.

先ず、転炉1内に鉄スクラップ10tを装入した。その後、予め脱硫処理及び脱燐処理を施した320トンの溶銑を転炉に装入した。 First, 10 tons of iron scrap was charged into the converter 1. Thereafter, 320 tons of hot metal, which had been desulfurized and dephosphorized in advance, was charged into the converter.

次いで、底吹き羽口4から、攪拌用ガスとしてアルゴンガスを溶鉄3中に吹き込みながら、上吹きランス2から、酸化性ガスとして酸素ガスを溶鉄3浴面に向けて吹き付け、溶鉄3の脱炭精錬を開始した。鉄スクラップの装入量は、脱炭精錬終了後の溶鋼温度が1650℃となるように調整した。 Next, while blowing argon gas as a stirring gas into the molten iron 3 from the bottom blowing tuyere 4, oxygen gas is blown as an oxidizing gas toward the bath surface of the molten iron 3 from the top blowing lance 2, thereby decarburizing the molten iron 3. Started refining. The amount of iron scrap charged was adjusted so that the temperature of the molten steel after decarburization was 1650°C.

その後、脱炭精錬中に伝熱媒体である粉状副原料投入用のバーナーランス5から、CaO系媒溶剤として生石灰を投入して、溶融鉄中の炭素濃度が0.05質量%となるまで脱炭精錬を行った。生石灰の投入量は、炉内に生成されるスラグの塩基度((質量%CaO)/(質量%SiO))が3.0となるように調整した。燃料ガスとしてLNGを使用し、燃料燃焼用の支燃性ガスである酸素ガスを空燃比が1.2となるように流量制御した。 After that, during decarburization refining, quicklime is introduced as a CaO-based solvent from the burner lance 5 for inputting powdered auxiliary materials as a heat transfer medium until the carbon concentration in the molten iron reaches 0.05% by mass. Decarburization refining was performed. The amount of quicklime added was adjusted so that the basicity ((mass% CaO)/(mass% SiO 2 )) of the slag produced in the furnace was 3.0. LNG was used as the fuel gas, and the flow rate of oxygen gas, which is a combustion supporting gas for fuel combustion, was controlled so that the air-fuel ratio was 1.2.

<発明例(試験No.2~9)、比較例(試験No.1,10)>
試験No.1~10においても図1に示す転炉型容器1と同様の形式を有する、容量340トンの上底吹き転炉(酸化性ガス上吹き、アルゴンガス底吹き)を用いて、溶鉄の脱りん精錬を行った。冷鉄源としてスクラップ20トンを全量スクラップシュートから転炉内に装入したのち、溶銑を300トン装入し脱燐処理を行った。なお、溶銑条件は炭素濃度4.5質量%、リン濃度0.140質量%、シリコン濃度0.35質量%とした。脱P吹錬は溶銑1トンあたりの脱Si外酸素が15Nmとなるよう送酸吹錬を行った。脱燐処理後温度は1380℃に調整した。酸化性ガス吹錬用上吹きランス2は、先端部に8個のラバールノズル型の噴射ノズルを持つものを用いた。ノズルの噴射角度を16°として、上吹きランス2の軸心に対して同一円周上に等間隔に配置したものを使用した。なお、噴射ノズルのスロート径dtは50mm、出口径deは54mmである。そして、試験No.1~9は、脱燐処理中に、上吹きランスとは別に設けて設置したバーナーランスの先端部に、燃料および支燃性ガスを噴出させる噴射孔を有するバーナーを設け、該バーナーにより形成されるバーナー火炎の中を通過するように、伝熱媒体として粉状副原料である石灰5tを炉内に添加した。
<Invention Examples (Test Nos. 2 to 9), Comparative Examples (Tests Nos. 1 and 10)>
Test No. In Nos. 1 to 10, molten iron was dephosphorized using a top-bottom blowing converter with a capacity of 340 tons (oxidizing gas top blowing, argon gas bottom blowing) having the same type as the converter type vessel 1 shown in FIG. Refined. After 20 tons of scrap as a source of cold iron was charged into the converter from the scrap chute, 300 tons of hot metal was charged and dephosphorized. The hot metal conditions were carbon concentration 4.5% by mass, phosphorus concentration 0.140% by mass, and silicon concentration 0.35% by mass. In the dephosphorization blowing, oxygen blowing was carried out so that the amount of oxygen outside the molten metal was 15 Nm 3 per ton of hot metal. The temperature after the dephosphorization treatment was adjusted to 1380°C. The top blowing lance 2 for oxidizing gas blowing had eight Laval nozzle-type injection nozzles at its tip. The spray angle of the nozzles was set to 16°, and the nozzles were arranged at equal intervals on the same circumference with respect to the axis of the top blow lance 2. Note that the throat diameter dt of the injection nozzle is 50 mm, and the outlet diameter de is 54 mm. And test no. In Nos. 1 to 9, during the dephosphorization process, a burner having an injection hole for ejecting fuel and combustion-supporting gas is provided at the tip of a burner lance that is installed separately from the top blowing lance, and the burner is formed by the burner. 5 tons of lime, which is a powdered auxiliary raw material, was added to the furnace as a heat transfer medium so that it passed through the burner flame.

試験No.1~10では、管径が0.0619m、断面積が0.003009mの粉状副原料供給管を用いて、伝熱媒体である粉体(粉状副原料)を供給し、溶鉄の精錬を行った。試験No.1~10において、粉体(粉状副原料)を搬送するためのキャリアガスの流量、粉体の吐出速度を変化させて溶鉄の精錬を行い、粉体(粉状副原料)の歩留まりを算出し、その評価を行った。結果を表1に示す。なお、粉体(粉状副原料)の歩留まりは、以下のように定義され、算出される。
歩留まり=スラグ分析値から計算されるスラグ中の副原料重量/供給副原料の総重量
Test No. In steps 1 to 10, a powdery auxiliary raw material supply pipe with a pipe diameter of 0.0619 m and a cross-sectional area of 0.003009 m 2 is used to supply powder (powdered auxiliary raw material), which is a heat transfer medium, and smelt molten iron. I did it. Test No. In steps 1 to 10, molten iron is refined by changing the flow rate of the carrier gas for conveying the powder (powdered auxiliary raw material) and the discharge speed of the powder, and the yield of the powder (powdered auxiliary raw material) is calculated. and evaluated it. The results are shown in Table 1. Note that the yield of powder (powdered auxiliary raw material) is defined and calculated as follows.
Yield = weight of auxiliary materials in slag calculated from slag analysis value/total weight of auxiliary materials supplied

なお、表1において、粉体の歩留まりの判定基準は、以下の通りである。
◎:歩留まりが90%以上である。
〇:歩留まりが90%未満、80%以上である。
×:歩留まりが80%未満である。粉体(粉状副原料)が自由落下、粉体(粉状副原料)の吐出速度が不十分である。
In Table 1, the criteria for determining the powder yield are as follows.
◎: Yield is 90% or more.
○: Yield is less than 90% and more than 80%.
×: Yield is less than 80%. The powder (powdered auxiliary raw material) falls freely and the discharge speed of the powder (powdered auxiliary raw material) is insufficient.

Figure 0007400845000001
Figure 0007400845000001

表1から明らかなように、発明例(試験No.2~9)は、比較例(試験No.1)に対し、伝達媒体である粉状副原料として使用した石灰の歩留まりが向上していることから、溶鉄への着熱効率が格段に向上している。具体的に発明例(試験No.2~9)に示されるように、伝達媒体のキャリアガスの搬送ガス流量を3.0Nm/min以上に設定して、キャリアガスの吐出速度(粉体速度)を15.0m/s以上とすることにより、粉状副原料の歩留まりを80%以上にすることができることが判明した。すなわち、発明例(試験No.2~9)は、溶鉄の精錬に望ましいとされるランス高さと、熱補償に適するランス高さをそれぞれ同時に実現し、粉状副原料の歩留まりを80%以上にすることができるので溶鉄への着熱効率を格段に向上できることを示している。しかしながら、キャリアガス吐出流速が360m/sであり、330m/sを超える比較例(試験No.10)では、スピッティングの発生が著しくなった。 As is clear from Table 1, the invention examples (Test Nos. 2 to 9) have improved yields of lime used as a powdery auxiliary material, which is a transmission medium, compared to the comparative example (Test No. 1). Therefore, the efficiency of heat transfer to molten iron is significantly improved. Specifically, as shown in the invention examples (Test Nos. 2 to 9), the carrier gas flow rate of the carrier gas of the transmission medium is set to 3.0 Nm 3 /min or more, and the carrier gas discharge rate (powder velocity ) was 15.0 m/s or more, it was found that the yield of powdery auxiliary raw materials could be increased to 80% or more. In other words, the invention examples (Test Nos. 2 to 9) simultaneously achieved the lance height that is desirable for molten iron refining and the lance height that is suitable for heat compensation, and increased the yield of powdered auxiliary raw materials to 80% or more. This shows that the efficiency of heat transfer to molten iron can be significantly improved. However, in the comparative example (Test No. 10) in which the carrier gas discharge flow rate was 360 m/s and exceeded 330 m/s, the occurrence of spitting became significant.

<発明例(試験No.13~15)、比較例(試験No.11~12)>
試験No.11~15では、粉体吐出速度が83m/sとなるように一定に設定し(試験No.5と同一条件)、バーナーランスの先端から溶鉄浴面までの距離であるバーナーランス高さ(LH)を変化させ、溶鉄の精錬を行った。試験No.11~15において、粉体のバーナー火炎内滞留時間、溶鉄への着熱効率(%)を測定し、その判定(評価)を行った。結果を表2に示す。また、着熱効率(%)は、燃料ガスの燃焼による入熱量(MJ)に対する溶鉄温度の変化から計算した着熱量(MJ)の百分率(%)で表す。
<Invention Examples (Test Nos. 13 to 15), Comparative Examples (Test Nos. 11 to 12)>
Test No. 11 to 15, the powder discharge speed was set constant to 83 m/s (same conditions as test No. 5), and the burner lance height (LH), which is the distance from the tip of the burner lance to the molten iron bath surface, was ) and refined molten iron. Test No. In Nos. 11 to 15, the residence time of the powder in the burner flame and the heat transfer efficiency (%) to the molten iron were measured and evaluated. The results are shown in Table 2. The heat transfer efficiency (%) is expressed as a percentage (%) of the heat transfer amount (MJ) calculated from the change in the molten iron temperature with respect to the heat input (MJ) due to combustion of the fuel gas.

なお、表2において、着熱効率(%)の判定は、以下の通りである。
〇:着熱効率が80%以上である。
×:着熱効率が80%未満である。
In Table 2, the heat transfer efficiency (%) was determined as follows.
○: Heat transfer efficiency is 80% or more.
×: Heat transfer efficiency is less than 80%.

Figure 0007400845000002
Figure 0007400845000002

表2から明らかなように、発明例(試験No.13~15)は、比較例(試験No.11~12)に対し格段に着熱効率が向上した。具体的に発明例(試験No.13~15)に示されるように、バーナーランス高さ(LH)を3.0m以上に設定し、粉状副原料のバーナー火炎内滞留時間を確保することにより、溶鉄への着熱効率を格段に向上することができることが判明した。これに対して、比較例(試験No.11~12)は、バーナーランス高さ(LH)を3.0m未満に設定し、粉状副原料のバーナー火炎内滞留時間を十分に確保することができないため、溶鉄への着熱効率が80%に満たないものとなっていることが判明した。 As is clear from Table 2, the heat transfer efficiency of the invention examples (Test Nos. 13 to 15) was significantly improved compared to the comparative examples (Test Nos. 11 to 12). Specifically, as shown in the invention examples (Test Nos. 13 to 15), by setting the burner lance height (LH) to 3.0 m or more and ensuring the residence time of the powdered auxiliary material in the burner flame. It has been found that the efficiency of heat transfer to molten iron can be significantly improved. On the other hand, in the comparative examples (Test Nos. 11 to 12), the burner lance height (LH) was set to less than 3.0 m to ensure sufficient residence time of the powdered auxiliary material in the burner flame. It was found that the heat transfer efficiency to the molten iron was less than 80% because of this.

<発明例(試験No.20~21)、比較例(試験No.16~19)>
試験No.16~21では、粉体吐出速度が83m/s、バーナーランス高さ(LH)が3.5mとなるように一定に設定(試験No.14と同一条件)し、酸素比を変化させて、溶鉄の精錬を行った。試験No.16~21において、バーナー火炎の長さ(火炎長)、火炎長/バーナーランス高さ(LH)、粉体のバーナー火炎内滞留時間、溶鉄への着熱効率(%)を測定し、その判定(評価)を行った。
<Invention Examples (Test Nos. 20 to 21), Comparative Examples (Test Nos. 16 to 19)>
Test No. In No. 16 to No. 21, the powder discharge speed was set constant to 83 m/s and the burner lance height (LH) was 3.5 m (same conditions as Test No. 14), and the oxygen ratio was changed. Refined molten iron. Test No. In steps 16 to 21, the length of the burner flame (flame length), flame length/burner lance height (LH), residence time of powder in the burner flame, and heat transfer efficiency to molten iron (%) were measured, and the judgment ( evaluation).

なお、表3において、着熱効率の判定は、以下の通りである。
〇:着熱効率が80%以上である。
△:着熱効率が80%未満~40%以上である。
×:着熱効率が40%未満である。
In addition, in Table 3, the determination of heat transfer efficiency is as follows.
○: Heat transfer efficiency is 80% or more.
Δ: Heat transfer efficiency is less than 80% to 40% or more.
×: Heat transfer efficiency is less than 40%.

Figure 0007400845000003
Figure 0007400845000003

表3から明らかなように、発明例(試験No.20~21)は、比較例(試験No.16~19)に対し格段に着熱効率(%)が向上した。具体的に発明例(試験No.20~21)に示されるように、バーナーランスの先端から噴射されるバーナー火炎の長さがバーナーランスの先端から前記溶鉄浴面までの距離に対して、85~105%となるように酸素比を設定することにより、溶鉄への着熱効率を80%以上とすることができることが判明した。これに対して、比較例(試験No.16~19)は、バーナー火炎の長さがバーナーランスの先端から溶鉄浴面までの距離に対して、85~105%となるように酸素比が設定されていないので、溶鉄への着熱効率が80%に満たないものとなっていることが判明した。 As is clear from Table 3, the heat transfer efficiency (%) of the invention examples (Test Nos. 20 to 21) was significantly improved compared to the comparative examples (Test Nos. 16 to 19). Specifically, as shown in the invention examples (Test Nos. 20 to 21), the length of the burner flame injected from the tip of the burner lance is 85 mm with respect to the distance from the tip of the burner lance to the molten iron bath surface. It has been found that by setting the oxygen ratio to 105%, the heat transfer efficiency to molten iron can be increased to 80% or more. On the other hand, in comparative examples (test Nos. 16 to 19), the oxygen ratio was set so that the length of the burner flame was 85 to 105% of the distance from the tip of the burner lance to the molten iron bath surface. It was found that the heat transfer efficiency to the molten iron was less than 80% because the heat transfer efficiency was not 80%.

本発明の溶鉄の精錬方法によれば、溶鉄の精錬に望ましいとされるランス高さと、熱補償に適するランス高さをそれぞれ同時に実現することができ、溶鉄への着熱効率(%)が向上することが可能であるので、産業上有用である。また、転炉形式に限らず、熱源を必要とするプロセスに適用して好適である。 According to the molten iron refining method of the present invention, a lance height that is desirable for molten iron refining and a lance height that is suitable for heat compensation can be achieved at the same time, and the heat transfer efficiency (%) to molten iron is improved. This is industrially useful. Moreover, it is suitable for application not only to the converter type but also to processes that require a heat source.

1 転炉型容器
2 上吹きランス(酸化性ガス用)
3 溶鉄
4 底吹き羽口
5 バーナーランス
10 バーナーランス先端部
11 粉体供給管(粉状副原料供給管)
12 燃料供給管
13 支燃性ガス供給管
14 冷却水通路
15 粉体(粉状副原料)
16 燃料
17 支燃性ガス
18 冷却水
1 Converter type container 2 Top blowing lance (for oxidizing gas)
3 Molten iron 4 Bottom blowing tuyere 5 Burner lance 10 Burner lance tip 11 Powder supply pipe (powdered auxiliary raw material supply pipe)
12 Fuel supply pipe 13 Combustion-supporting gas supply pipe 14 Cooling water passage 15 Powder (powdered auxiliary raw material)
16 Fuel 17 Combustion-supporting gas 18 Cooling water

Claims (5)

溶銑を装入した転炉型容器内に粉状副原料を添加するとともに上吹きランスより酸化性ガスを供給して行なう溶鉄の予備処理吹錬もしくは脱炭吹錬方法であって、
前記溶鉄は冷鉄源を含み、
前記上吹きランスとは別に、独立して昇降可能なバーナーランスを1本以上設け、
前記溶鉄の精錬に適した前記上吹きランスのランス高さと、
前記冷鉄源の熱補償に適する前記バーナーランスのランス高さをそれぞれ同時に実現し、
前記バーナーランスは、粉体供給管と該バーナーランスの先端から燃料及び燃焼用の支燃性ガスを吹き込む噴射孔とを有し、バーナー火炎の噴射が可能なように形成され、
伝熱媒体として粉状副原料を前記粉体供給管を通じてキャリアガスにより前記バーナー火炎中にガス搬送し、前記バーナー火炎の中を通過させて加熱して前記転炉型容器内に装入し、前記バーナー火炎の熱を前記溶銑へ伝熱させることを特徴とする、溶鉄の精錬方法。
A method for pretreatment blowing or decarburization blowing of molten iron, which is carried out by adding powdered auxiliary raw materials into a converter-type vessel charged with molten iron and supplying oxidizing gas from a top blowing lance,
the molten iron includes a cold iron source;
Separately from the top blowing lance, one or more burner lances that can be raised and lowered independently are provided,
a lance height of the top blowing lance suitable for refining the molten iron;
simultaneously achieving lance heights of the burner lances suitable for heat compensation of the cold iron source;
The burner lance has a powder supply pipe and an injection hole for blowing fuel and combustion supporting gas from the tip of the burner lance, and is formed so as to be able to inject burner flame,
A powdered auxiliary raw material as a heat transfer medium is gas-transported into the burner flame by a carrier gas through the powder supply pipe, passed through the burner flame to be heated, and charged into the converter type container; A method for refining molten iron, comprising transferring heat of the burner flame to the molten pig iron.
前記キャリアガスを支燃性ガスとすることを特徴とする、請求項1に記載の溶鉄の精錬方法。 The method for refining molten iron according to claim 1, wherein the carrier gas is a combustion-supporting gas. 前記バーナーランスの先端から吐出される前記キャリアガスの吐出速度を15m/s以上330m/s以下とすることを特徴とする、請求項1又は2に記載の溶鉄の精錬方法。
ここで、キャリアガスの吐出速度は、以下の関係式で定義するものとする。
キャリアガスの吐出速度(m/s)=(1/60)×キャリアガス流量(Nm/min)/キャリアガス吐出孔断面積(m
The method for refining molten iron according to claim 1 or 2, characterized in that the discharge speed of the carrier gas discharged from the tip of the burner lance is 15 m/s or more and 330 m/s or less.
Here, the discharge speed of the carrier gas shall be defined by the following relational expression.
Carrier gas discharge speed (m/s) = (1/60) × carrier gas flow rate (Nm 3 /min) / carrier gas discharge hole cross-sectional area (m 2 )
前記バーナーランスの先端から溶鉄浴面までの距離を3.0m以上とすることを特徴とする、請求項1~3いずれか1項に記載の溶鉄の精錬方法。 The method for refining molten iron according to any one of claims 1 to 3, characterized in that the distance from the tip of the burner lance to the surface of the molten iron bath is 3.0 m or more. 前記バーナーランスの先端から噴射される前記バーナー火炎の長さが前記バーナーランスの先端から前記溶鉄浴面までの距離に対して、85~105%となるように酸素比を設定することを特徴とする、請求項4に記載の溶鉄の精錬方法。
ここで、前記酸素比は、支燃性ガス中実供給酸素量/完全燃焼に必要な理論酸素量である。
The oxygen ratio is set so that the length of the burner flame injected from the tip of the burner lance is 85 to 105% of the distance from the tip of the burner lance to the molten iron bath surface. The method for refining molten iron according to claim 4 .
Here, the oxygen ratio is the combustion-supporting gas solid supply oxygen amount/theoretical oxygen amount required for complete combustion.
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