JP4689782B2 - Method for coating slag on converter furnace wall and method for managing converter furnace bottom during slag coating - Google Patents
Method for coating slag on converter furnace wall and method for managing converter furnace bottom during slag coating Download PDFInfo
- Publication number
- JP4689782B2 JP4689782B2 JP27181999A JP27181999A JP4689782B2 JP 4689782 B2 JP4689782 B2 JP 4689782B2 JP 27181999 A JP27181999 A JP 27181999A JP 27181999 A JP27181999 A JP 27181999A JP 4689782 B2 JP4689782 B2 JP 4689782B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- slag
- converter
- furnace
- coating
- furnace wall
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Expired - Fee Related
Links
Landscapes
- Furnace Housings, Linings, Walls, And Ceilings (AREA)
- Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
Description
【０００１】
【発明の属する技術分野】
本発明は、転炉炉寿命を向上させるための転炉炉壁へのスラグコーティング方法およびスラグコーティング実施時の転炉炉底管理方法に関し、詳しくは、従来の炉体傾動によるスラグコーティング方法では補修不可能であった炉腹および炉口絞り部に至るトラニオンサイドへ、上吹ランスからガスを噴射してスラグをはね跳ばし均一に付着させて、炉寿命を延長するための転炉炉壁へのスラグコーティング方法およびこのスラグコーティングを実施する転炉の転炉炉底管理方法に関するものである。
【０００２】
【従来の技術】
転炉の炉底および炉壁の補修技術の一つに従来からいわゆるスラグコーティングと呼ばれる技術がある。これは転炉精錬で発生したスラグを直ちに次回ヒートの炉底および炉壁耐火物を保護するのに用いる技術であって、上吹き転炉、上底吹き転炉のいずれにも適用でき、迅速補修法として重宝なものであり、現在盛んに利用されている（例えば、特開昭５３−３７１２０号公報参照）。
【０００３】
この補修法は、具体的には転炉精錬した溶鋼を出鋼した後、排滓するに際して溶融スラグの少なくとも一部を炉内に残し、その残留スラグ中に固化剤としてドロマイト等を添加しつつ、トラニオン軸を中心にして揺動し、スラグを炉底および炉壁耐火物上に付着させるものである。ここで、スラグ固化剤は、スラグの融点を高め、その流動性を低下せしめ、その付着効果を向上させるために用いられる。しかしながら、転炉の構造上、トラニオンが配設されている位置（以下、トラニオンサイドという）より下方は、揺動の死角となり、スラグの付着が不十分であって、ほとんど耐火物保護に役立たないという欠点がある。
【０００４】
そこで、特開昭５７−１６１１１号公報に開示されているように、底吹き転炉および上底吹き転炉では、底吹きノズルから不活性ガスを吹き込み、炉内の残留スラグを底吹ノズルから不活性ガスで上方に吹飛ばし、炉壁耐火物上に付着させるスラグコーティング方法が提案されている。この方法によって、トラニオンサイドであっても、炉底および炉壁にスラグをコーティングすることができる。しかし、この方法では、たとえ不活性ガス流量を制御しながら実施したとしても、スラグの飛散位置を的確に定めることは難しく、炉壁耐火物上に均一に付着させることは極めて困難である。
【０００５】
さらに、特開平７−４１８１５号公報には、本出願人によって、上吹き転炉および上底吹き転炉において、底吹ノズルからではなく上吹ランスから不活性ガスを吹付けるスラグコーティング方法が提案されている。この方法によって、トラニオンサイド、特に補修の困難なナックル部（炉底と炉壁の境界位置）および炉底へのスラグコーティングを可能にしている。しかしながら、この方法では、不活性ガス吹付けによりスラグを炉壁側に吹き寄せ、また炉壁を上昇させてスラグコーティングを実施するため、スラグコーティング範囲が限られて、炉壁耐火物上へのスラグコーティングを十分に均一化できているとはいえず、特に、トラニオンサイドの炉腹へのスラグコーティングが不十分となることがあり、さらには、炉口絞り部にまで達するコーティングは困難であって、適正な炉補修方法とはいえない。
【０００６】
【発明が解決しようとする課題】
上述したように、特開昭５３−３７１２０号公報に開示された、溶融スラグの一部を炉内に残留させ、固化剤を添加し、トラニオン軸を中心として揺動させ、スラグを炉底および炉壁耐火物に付着させる方法では、トラニオンサイドの補修が行えないという問題があった。
また、特開昭５７−１６１１１号公報に開示された、炉内の残留スラグを底吹ノズルから不活性ガスで上方に吹飛ばし、炉壁耐火物上に付着させる方法では、スラグの飛散位置を的確に定めることは難しいという問題があった。
さらに、特開平７−４１８１５号公報に開示された、残留スラグに固化剤を添加し、上吹ランスから不活性ガスを吹付け、スラグを炉壁側に吹き寄せ、炉壁耐火物に付着させる方法では、スラグコーティング範囲が限られることおよびランス高さ、ガス流量、固化剤添加によるスラグ性状の制御が明確にされておらず、常に均一なスラグコーティングを可能にしえていないという問題があった。
【０００７】
本発明の課題は、上記従来技術の問題点を解消し、製鋼用転炉において出鋼後の炉内残留スラグに上吹ランスからガスを噴射してスラグをはね跳ばし炉壁に付着させること、および付着させる際に、ランス高さ、ガス流量、スラグ固化剤などの添加によるスラグ性状を適正化することにより、従来の炉体傾動によるスラグコーティング方法では補修不可能であった炉腹トラニオンサイドおよび炉口絞り部側壁に至る間へもスラグをはね跳ばして均一に付着させ、安定して均一に炉壁内全面をコーティングし、転炉の炉寿命を延長することのできる転炉炉壁へのスラグコーティング方法を提供することにある。
また、スラグコーティングを転炉で繰り返し実施する時、スラグが炉底で凝固し転炉炉底厚みが上昇することがある。そこで、本発明の他の課題は、この転炉炉底厚みの上昇を検知することができ、かつ／または、転炉炉底厚みを調整することのできる転炉炉壁へのスラグコーティング実施時の転炉炉底管理方法を提供することにある。
【０００８】
【課題を解決するための手段】
本発明者らは、上記課題を解決するにあたり、製鋼用転炉において、出鋼後に転炉炉底に溶融スラグを残留させ、上吹ランスよりガスを噴射することによって、スラグを飛散させ、炉壁に付着させる炉内コーティング方法について鋭意研究を行った結果、炉内の目的の補修箇所にスラグを飛散させるように炉底からのランス高さおよびガス流量を所定適正範囲に制御し、不活性ガス噴射開始直後〜所定時間後にスラグ組成に応じてスラグ固相率を所定適正範囲に制御するようＭｇＯまたはＣａＯを含有するスラグ固化剤を添加し、スラグ飛散高さおよび炉壁への固着性を調節することにより、炉壁全面を均一にコーティングすることができることを知見し、本発明に至ったものである。
【０００９】
すなわち、本発明の第１の態様は、製鋼用転炉において、出鋼後に転炉炉底に溶融スラグを残留させ、上吹ランスよりガスを噴射することによってスラグを飛散させて、少なくとも炉腹部を含む炉壁に付着させるに際し、炉内の補修箇所に応じて炉底からの高さが７ｍ以下の炉壁にスラグを飛散させるように、炉底からのランス高さを０．７ｍ以上３．０ｍ未満に、かつガス流量を２５０〜６００Ｎｍ3 ／ｍｉｎに制御し、スラグの標準自由エネルギーが最小となるような組成から算出されるスラグ固相率を０．５０〜０．７０に調節するように、ガス噴射後に残留スラグ組成に応じてＭｇＯまたはＣａＯを含有するスラグ固化剤を添加し、スラグの飛散高さおよび炉壁への固着量を制御することを特徴とする転炉炉壁へのスラグコーティング方法を提供するものである。
【００１０】
また、本発明の第２の態様は、製鋼用転炉において、出鋼後に転炉炉底に溶融スラグを残留させ、上吹ランスより不活性ガスを噴射することによってスラグを飛散させて、少なくとも炉腹部を含む炉壁に付着させるに際し、炉内の補修箇所に応じて炉底からの高さが７ｍ以下の炉壁にスラグを飛散させるように、炉底からのランス高さを１．０ｍ以上３．０ｍ未満に、かつ不活性ガス流量を２５０〜６００Ｎｍ3 ／ｍｉｎに制御し、スラグの標準自由エネルギーが最小となるような組成から算出されるスラグ固相率を０．５０〜０．７０に調節するように、不活性ガス噴射後に残留スラグ組成に応じてＭｇＯまたはＣａＯを含有するスラグ固化剤を添加し、スラグの飛散高さおよび炉壁への固着量を制御することを特徴とする転炉炉壁へのスラグコーティング方法を提供するものである。
【００１１】
ここで、前記スラグ固相率は、スラグの温度とスラグ固化剤を添加したスラグ中の各組成の投入質量を用いた熱力学的計算を行って、系の標準自由エネルギーが最小となるような各組成の液相の質量及び固相の質量を算出し、算出された各組成の固相の質量の和と、各組成の液相の質量及び固相の質量の総和との比として算出されたものであることが好ましい。
また、前記ランス高さを１．８〜２．８ｍとし、前記ガス流量もしくは前記不活性ガス流量を４００〜６００Ｎｍ 3 ／ｍｉｎに制御し、前記ガス噴射後に前記スラグのＴ・Ｆｅ濃度（質量％）を求め、Ｔ・Ｆｅ濃度（質量％）＜１５％のときは、前記スラグ固化剤を添加せず、１５％≦Ｔ・Ｆｅ濃度（質量％）＜２２％のときは、前記スラグ固化剤を添加し、Ｔ・Ｆｅ濃度（質量％）≧２２％のときは、前記スラグ固化剤の他に還元剤を添加し、前記スラグ固相率を０．５０〜０．７０に調節して、スラグの飛散高さを制御する操作を具備することが好ましい。
また、前記スラグのＴ・Ｆｅ濃度（質量％）が１５％≦Ｔ・Ｆｅ濃度（質量％）＜２２％のときに、前記スラグ固化剤として軽焼ドロマイトおよび乾燥ドロマイトを、残留スラグの１０〜１５質量％添加し、前記スラグ固相率を０．６０〜０．６５に調節して、スラグの飛散高さを制御する操作を具備することが好ましい。
また、前記スラグ固化剤の炉内の残留スラグへの添加は、ガス噴射開始直後〜２分後に行うことが好ましい。
また、少なくともスラグ固化剤投入量の誤差に基づく前記スラグ固相率の変動は、ガス噴射開始直後〜２分後のスラグの飛散状況を監視して、スラグ固化剤の追加添加を行って制御することが好ましい。
【００１２】
さらに、本発明の第３の態様は、上記各態様の転炉炉壁へのスラグコーティング方法によるスラグコーティングを実施する転炉操業に際し、転炉の底吹き羽口から炉内に供給する気体圧力の羽口背圧を検出し、該羽口背圧の上昇から転炉炉底厚みの上昇を検知することを特徴とする転炉炉壁へのスラグコーティング実施時の転炉炉底管理方法を提供するものである。
また、本発明の第４の態様は、上記各態様の転炉炉壁へのスラグコーティング方法によるスラグコーティングの繰り返しによる転炉炉底厚みの上昇に際し、出鋼後に転炉炉底に残る溶融スラグ中に、当該スラグの融点を低下せしめる溶媒剤を添加し、底吹き羽口および／または上吹きランスによるスラグ攪拌を施すことを特徴とする転炉炉壁へのスラグコーティング実施時の転炉炉底管理方法を提供するものである。
ここで、当該スラグの融点を低下させる溶媒剤としてアルミナ源を用いることが好ましい。
【００１３】
【発明の実施の形態】
本発明に係る転炉炉壁へのスラグコーティング方法および転炉炉壁へのスラグコーティング実施時の転炉炉底管理方法を添付の図面に示す好適実施の形態に基づいて以下に詳細に説明する。
【００１４】
図１は、本発明の転炉炉壁へのスラグコーティング方法（以下、単にスラグコーティング方法という）を実施する製鋼用転炉における一実施の形態を説明する断面説明図である。図２（ａ）、（ｂ）および（ｃ）は、それぞれ本発明のスラグコーティング方法の一例の各工程を示す説明図である。
図１において、参照符号１は製鋼用上底吹き転炉を示し、参照符号３は転炉１内に配置される不活性ガス吹き込み用ランス、参照符号６はスラグ固化剤や還元剤を投入するための投入シュート、参照符号７は転炉１を揺動可能に支持するトラニオン軸を示し、そして、参照符号５は転炉１のトラニオン軸７が設けられている側の炉壁（炉腹）部分および炉口の絞り部５’を含む範囲のトラニオンサイド、参照符号１０は底吹きノズル（底吹き羽口）を表す。さらに、参照符号２は転炉１内に残留させる残留スラグ、参照符号４は吹き込まれるガス、参照符号８は上吹きランス３から噴射されたガス４によってはね跳ばされ炉壁に向かって飛散するスプラッシュスラグ、参照符号９はスプラッシュスラグ８によって形成されたスラグコーティング層を表す。
【００１５】
本発明のスラグコーティング方法においては、まず、図１および図２（ａ）に示すように、出鋼後、転炉１内、すなわち炉底にスラグ２を適量、例えば一部もしくは全部を残留スラグ２として残す。続いて、図１および図２（ａ）に示すように、ランス３を転炉１内の所定の位置まで降下させて炉底から所定の高さに設置する。次に、ランス３からガス４をスラグ２上に所定流量で噴射させるとともに、図１および図２（ｂ）に示すように、ドロマイトなどのスラグ固化剤１１を投入シュート６から投入して、スラグ２スラグ固相率を所定範囲に調整する。こうすることによって、図１および図２（ｃ）に示すように、所定固相率のスラグ２からスプラッシュスラグ８を飛散させ、転炉炉壁、特に補修が困難でスラグが付着し難いトラニオンサイド５にもスラグコーティング層９を形成することができる。
【００１６】
ここで、本発明のスラグコーティング方法は、炉底からのランス３の高さ（以下、ランス高さという）と、ランス３からの不活性ガスの流量（以下、ガス流量という）と、スラグ固化剤１１または固化剤１１と還元剤の添加によって調整されたスラグ２の固相率とを所定範囲内、すなわち、ランス高さは０．７ｍ、好ましくは１．０ｍ以上３．０ｍ未満の範囲、ガス流量は２５０〜６００Ｎｍ3 ／ｍｉｎの範囲、スラグ固相率は０．５〜０．７の範囲に制御することによって、スラグ２の飛散高さおよび炉壁への固着性を調整することを特徴とする。
【００１７】
まず、本発明法に用いられるランス３は、目的とする転炉内の炉壁の補修が必要な部分まで固相率が上記適正範囲内に調整されたスラグ２を飛散させることができるだけの、従って上記適正範囲のガス流量が確保でき、かつ転炉１内のスラグ２の性状に合わせて炉底からの高さを上記適正範囲内に調整できるランスであれば、特に制限的ではなく、どの様なランスでもよい。例えば、スラグコーティングのために、このような条件を満たす専用のランスを設けてもよいが、通常、図１に示すような上底吹き転炉や上吹き転炉に備えられている吹錬用ランスをスラグコーティングにも用いてもよい。
【００１８】
また、本発明法が適用される転炉１は、特に制限的ではないが、例えば、図１および図２に示す上底吹き転炉や上吹き転炉であるのが好ましい。その理由は、これらの上吹き転炉や上底吹き転炉は、吹錬用ランスを備えており、スラグコーティング用ランス３と共用できるからである。なお、スラグコーティング専用のガス吹きランス３を設ける場合には、上述した上吹き転炉や上底吹き転炉のみならず、底吹き転炉にも本発明法を適用することができる。ところで、本発明法を上底吹き転炉または底吹き転炉に適用する際には、炉底にガス底吹き用ノズル（羽口）が配設されているので、それらのノズルが上吹きガスによる何らかの被害を受けないように底吹きノズルにもガス圧をかけておくことが必要である。
【００１９】
次に、本発明法において設定されるランス高さの適正な限定範囲は、０．７ｍ以上３．０ｍ未満の範囲であり、好ましくは、１．０〜２．９、より好ましくは１．８〜２．８ｍである。ここでランス高さを０．７ｍ以上３．０ｍ未満に限定する理由を説明する。
図４は、ガス流量およびランス高さを変更して実施した時の、ランス高さとスプラッシュ到達高さ（炉底からの高さ）との関係を示したものである。ガス流量が多いほど、またランス高さ（炉底からの高さ）が低いほど、スプラッシュ到達高さが増大する。従って、ランス高さは、できるだけ低く、ガス流量はできるだけ多い方が良いことになる。
まず、ランス高さの適正は範囲について説明する。
図４中、破線で示す０．７ｍのランス高さ位置は、転炉炉底とランスの間隔を示すものである。この値を小とすると、転炉炉底とランスの衝突を考慮せねばならず、本発明では設備保護等から、少なくとも０．７ｍとする。
【００２０】
図５（ａ）は、本発明によるスプラッシュスラグの発生原理を示したものである。ランスからのガス噴射により、残留スラグに凹みを生じ、その周囲に***する残留スラグから、スプラッシュスラグが発生している。ここでランスを接近させると図５（ｂ）の如く、ガス噴射による残留スラグ凹みが大きくなり、ガス噴射によるスプラッシュスラグ発生効率が低くなる可能性がある。
それは、ランス３より噴射される不活性ガス４により残留スラグ２に生じる凹み深さが残留スラグ２の浴深さを越えてそれ以上スラグが凹まなくなる。行き場を失ったスラグ２は自らの位置エネルギーを高めるため、その分のエネルギーＥを損失し、スプラッシュ８のもつエネルギー（運動エネルギー）も減少していくため、かえってスラグスプラッシュ８の到達高さが低下するためであると考えられる。
【００２１】
図４においては、ガス流量４００Ｎｍ3 ／ｍｉｎにおいて、ランス高さとスプラッシュ到達高さが、変化のない０．７ｍ〜１．０ｍ領域は前記状態が発生していると推察される。従って、スプラッシュスラグ発生効率から述べると同一ガス流量では、好ましくは１ｍ近傍となる。
なお、図４において、スプラッシュ到達高さは、粘土状スプラッシュスラグの高さを示したもので、４００Ｎｍ3 ／ｍｉｎの０．７ｍ点において４．８ｍである。この時、スラグ固化剤添加直後に発生した液相率の高いスラグは７ｍ程度に達していた。
また、このスプラッシュ到達高さはガス流量を上げることで上昇させることができる。なお、出鋼直後のスラグ湯面が約１．８ｍ存在することがあり、誤動作によるランスとスラグ接触事故をさける点で下限を１．８ｍ以上としてもよい。
【００２２】
一方、ランス高さが３．０以上では、残留スラグ２からスラグスプラッシュ８を効率的に発生させることができない、または発生できたとしてもスラグスプラッシュ８を所要の高さまで飛散させることが困難となり、炉壁の目的の補修箇所にスラグ３を付着できないからである。
なお、ランス高さは、全工程で一定であってもよいが、途中で変更してもよいことはもちろんである。
【００２３】
次に、本発明法において設定されるガス流量の適正な限定範囲は、２５０〜６００Ｎｍ3 ／ｍｉｎの範囲であり、好ましくは、３００〜５００Ｎｍ3 ／ｍｉｎ、より好ましくは３５０〜４５０Ｎｍ3 ／ｍｉｎである。ここで、ガス流量を２５０〜６００Ｎｍ3 ／ｍｉｎに限定する理由は、ガス流量が２５０Ｎｍ3 ／ｍｉｎ未満では、残留スラグ２をスラグスプラッシュ８として所要の高さまで飛散させることが困難となり、炉壁の目的の補修箇所、特にトラニオンサイドの炉腹にスラグ３を付着できないからである。一方、ガス流量が６００Ｎｍ3 ／ｍｉｎ超では、残留スラグ２から飛散するスラグスプラッシュ８の飛散高さが高くなりすぎ、転炉の炉口絞り部のスラグスプラッシュ８によるコーティング厚みの異常成長を生じやすく、スラグ３の付着を均一かつ適正に制御できない他、転炉スカート、フード内部へのスラグ付着が問題となるためである。
【００２４】
ところで、目的の転炉炉壁の補修箇所が炉底からの高さが低い場合、例えば３ｍ以下の場合には、ガス流量を２５０Ｎｍ3 ／ｍｉｎまで削減し、炉底からの高さが高い場合、例えば７ｍ以上の絞り部の場合には、ガス流量が最大流量６００Ｎｍ3 ／ｍｉｎとなるように、補修箇所の炉底からの高さに応じてガス流量を制御し、用役コストを最小とするのが好ましい。なお、ガス流量は上記適正限定範囲内であれば、一定としてもよいが、途中で変更してもよい。
また、不活性ガス４を吹き込む時のランス３の角度は、本発明では特に限定されるわけではなく、スラグスプラッシュ８を所要の高さまで飛散させることができればどのような角度でもよいが、ランス３から噴出するガス４の噴流（ジェット）のスラグ３への侵入角度が、これによって生成されるスラグスプラッシュ８が最も飛散する角度が最も好ましい。
【００２５】
また、ランス３の個数も特に制限的ではなく、上記適正範囲の所要のガス流量が確保できれば、１個でも複数であってもよい。
また、本発明に用いられるガス４は、特に制限的ではないが、低コストのガスが好ましく、例えば、窒素（Ｎ2 ）ガス、アルゴン（Ａｒ）ガス、空気およびその混合ガスなどを用いることができる。なお、転炉の吹錬用ランスは、操業のため純酸素の他、窒素、アルゴンなどを噴射できるようになっており、改造を伴わない窒素、アルゴンなどの不活性ガスが好ましい。
【００２６】
次に、本発明法において設定されるスラグ固相率の適正な限定範囲は、０．５〜０．７の範囲であり、好ましくは、０．５５〜０．６８、より好ましくは０．６０〜０．６５である。ここで、スラグ固相率を０．５〜０．７に限定する理由は、スラグ固相率が０．５未満では、スラグ固化剤１１の添加量が不足することから、スラグ２の粘度が小さく、流動性が増し、スラグ２からスラグスプラッシュ８を発生できず、炉壁へ付着できない、またはたとえ発生できたとしても、スラグスプラッシュ８の粒径が小さすぎて、飛散しにくく、また炉壁へ付着した後も、付着後のコーティング層が直ちに流れ落ちる、もしくは徐々に流れ落ちてしまうからである。一方、スラグ固相率が０．７超では、スラグ固化剤１１の添加量が過剰となって、スラグ２の粘度が大きくなり、炉壁到達時にスラグスプラッシュ８が固くなりすぎ物理的に付着しない、またはスラグスプラッシュ８の粒径が大きすぎて、スラグスプラッシュ８を炉壁の目的の補修箇所まで飛散させることができない，もしくはスラグスプラッシュ８を発生できないためである。
【００２７】
ところで、本発明においては、スラグ固相率は、以下のように定義される。
【数１】
そして、本発明においては、スラグ固相率は、残留スラグ２の質量とスラグ固化剤質量とを用いて、例えば熱力学計算ソフト（例えばＣｈｅｍ Ｓａｇｅ計算ソフト）で算出するもので、スラグ２の温度と固化剤を添加したスラグ２中の各組成（ＣａＯ、ＳｉＯ2 等）の投入（ｉｎｐｕｔ）質量とを用いて、熱力学計算ソフトを用いて計算する。
熱力学計算ソフトでは、スラグ２中の各組成の投入（ｉｎｐｕｔ）質量とスラグ２の温度を入力することにより、系の標準自由エネルギーが最小となるような各組成の液相の質量および固相（単体あるいは化合物）の質量を算出している。表１に計算例を示す。
本発明においては、こうして計算されるスラグ２の固相率を用いて、固相率を上記適正範囲に制御させる。
【００２８】
【表１】
【００２９】
なお、固相率の制御は、前記の如く毎回計算して制御する他、予め各条件を計算して求めておき、残留スラグ量によってスラグ固化剤の投入量を決定し制御することのいずれでも良く、また、スラグ固化剤投入量の誤差、計算ソフトの誤差に基づく固相率の変動は、ガス噴射開始直後〜２分後のスラグ飛散状況を監視して、スラグ固化剤の追加添加を行う等の制御でもかまわない。
【００３０】
残留スラグ２のスラグ固相率を０．５〜０．７にするためにスラグ２に添加するスラグ固化剤１１は、ＭｇＯまたはＣａＯを含有するスラグ固化剤であればどのようなスラグ固化剤でもよく、従来公知のスラグ固化剤でもよい。例えば、ＭｇＯを含有するスラグ固化剤としては、軽焼ドロマイト、乾燥ドロマイト、およびこれらの２種以上の混合物などを挙げることができ、ＣａＯを含有するスラグ固化剤としては、生石灰、石灰石などを挙げることができる。また、ＭｇＯを含有するスラグ固化剤とＣａＯを含有するスラグ固化剤と混合して用いてもよい。
【００３１】
このようなスラグ固化剤１１を転炉１内の残留スラグ２に添加する時期（タイミング）は、ガス吹きランス３から不活性ガス４の噴射を開始した後であれば、特に制限はないが、直後〜２分後とするのが好ましい。これは、ランス３からの不活性ガス４の噴射後でないと、不活性ガス４の噴流によるスラグ２とスラグ固化剤１１との攪拌効果がないからである。
また、スラグ固化剤１１の投入方法も、特に制限的ではなく、所要量のスラグ固化剤１１を連続して１度に投入してもよいし、複数回に分けて時間間隔をおいて投入してもよい。連続投入の場合も、複数回投入の場合も、一定の投入速度（単位時間当たりの投入量）で投入してもよいし、途中で投入速度を変更してもよい。なお、投入速度は、特に制限的ではないが、例えば、０．７〜０．９ｔ／ｍｉｎであるのが好ましい。また、異なるスラグ固化剤１１を投入する場合、混合せずに別々に、連続してまたは複数回に分けて投入してもよいし、混合して投入してもよいし、一部は別々に、残りの一部は混合して投入してもよい。
さらに、スラグ固化剤１１を投入する場合、スラグ固化剤１１を投入シュート６から直接転炉１内に投入してもよいし、ランス３から不活性ガス４とともに転炉１内に投入してもよい。が、できるだけ、残留スラグ２の全体に均一に供給されるように投入するのが好ましい。
【００３２】
このようにして残留スラグ２に投入されたスラグ固化剤１１は、ランス３から噴射される不活性ガス４によって攪拌されながら混合される。
ところで、本発明者らは、転炉１内に残留させた適量のスラグ２に所定高さに設置された上吹ランス３から不活性ガス４を所定ガス流量で噴射しながら、スラグ固化剤を添加して、スラグ２の固相率を所定値に制御しながらスラグ２を飛散させ、炉壁へ付着させる炉内コーティング法を行う際に、スラグ２に添加するスラグ固化剤を増やしていっても、スラグ２の組成によっては、スラグ２の固相率を上記適正限定範囲にならない場合があることを知見した。
このようにスラグ固化剤を添加しても、固相率を上記適正限定範囲内に確保できないスラグ組成に対しては、固相率を高めて上記適正限定範囲とするためには還元剤を添加するのが良いことを知見した。
【００３３】
このため、本発明者らは、転炉１内にスラグ２を適量残し、上吹ランス３より不活性ガス４を４００〜６００Ｎｍ3 ／ｍｉｎの流量に設定し、不活性ガス４を噴射しながら、適量のスラグ２を残した時スラグスプラッシュ８が最も飛散するガスジェットの侵入角度となるようランス３を炉底からの高さ１．８〜２．８ｍにまで降下させ、スラグ２を一旦攪拌した後、攪拌されているスラグ２のＴ．Ｆｅ濃度（％）を求める。
そして、この時、スラグ固相率を上記０．５〜０．７の範囲に制御するには、Ｔ．Ｆｅ＜１５％のときはスラグ固化剤なし、１５≦Ｔ．Ｆｅ＜２２％のときはスラグ固化剤の添加、例えば、スラグ固相率を０．６０〜０．６５とするためには固化剤として軽焼ドロマイトおよび乾燥ドロマイトを残留スラグの１０〜１５質量％添加する必要があること、Ｔ．Ｆｅ≧２２％のときスラグ固化剤の他に黒鉛コークスなどの還元剤を添加する必要があることを知見した。なお、Ｔ．Ｆｅ（％）はスラグ組成分析値の１つとして蛍光Ｘ線法等により分析されており、スラグ中の酸素ポテンシャルを表わすものと言われている。実際の転炉操業においてＴ．Ｆｅ（％）の分析を待つと、約１０分程度かかるため、吹止の時点の鋼中酸素濃度（吹止スラグ中のＴ．Ｆｅ（％）と平衝すると考えられている）を用いて、あるいは鋼中酸素濃度から、Ｔ．Ｆｅ（％）を推定して行う。
また、鋼中酸素濃度は転炉操業においてサプランスを用いて測定されており、時間遅れの発生がない。
【００３４】
本発明において、スラグ２中のＴ．Ｆｅ（％）が２２％以上の場合に還元剤を添加するのは、ＭｇＯを多く含む固化剤のみで固相率を上昇させようとすると、次回ヒートでの吹錬においてコーティング層が溶解していく際に、炉体れんが保護の目的で確保するべき投入（ｉｎｐｕｔ）ＭｇＯを超過してしまい、冶金特性（特にりん分配比）が低下し、脱りん不良を起こすためである。また、添加する還元剤としては、特に制限的ではないが、例えば上述した黒鉛の他、コークスなどをあげることができる。
【００３５】
ところで、図３に、本発明のスラグコーティング方法の実施中の各作業パターンの一例を示す。本例では、ランス高さは１ｍ、ガス流量は４００Ｎｍ3 ／ｍｉｎ（Ｎ2 ガス１４０Ｎｍ3 ／ｍｉｎ、Ａｒガス２６０Ｎｍ3 ／ｍｉｎ）に設定され、ランス３からの不活性ガス（Ｎ2 ＋Ａｒガス）４のブローを開始してから（図２（ａ）参照）、まず、１回目に、３０秒後に固化剤として軽焼ドロマイト（５００ｋｇ）を、またはＴ．Ｆｅ≧２２％では軽焼ドロマイト（例えば５００ｋｇ）の他に固化剤の代わりに還元剤として黒鉛コークス（１００ｋｇ）を０．７ｔ／ｍｉｎの低投入速度で投入し、１回目の固化剤または還元剤の投入終了から１分後に固化剤として乾燥ドロマイト（５００ｋｇ）を０．７ｔ／ｍｉｎの低投入速度で投入している（図２（ｂ）参照）。この後、ランス３からの不活性ガス４のブロー（噴射）開始から４分で目標の厚みを持つスラグコーティング層９の形成が終了することを示している。なお、全過程の所要時間の目標は４分であるが、スラグコーティング層９の厚みによっては、所要時間を５分に設定することを示している。
【００３６】
なお、本例では、１８０ｔの転炉１に対する残留スラグ２の量が５〜７ｔである場合に、全過程の所要時間を４〜５分に設定しているけれども、本発明は、これに限定されない。
【００３７】
本発明においては、上述したように、転炉１の炉壁にスラグコーティングを行うことにより、スラグスプラッシュ８が、転炉１の炉壁の目的の補修箇所、例えば、最も浸食をうける炉底からの高さ４〜５ｍの部分に飛散し、かつ炉壁が適度な厚みの付着層を保つようにし、炉壁面全体に均一にコーティング層９を形成できるので、補修がしにくい部分の溶損が律速して耐火物の損耗速度が不均一になることなく、炉寿命を延長することができるようになる。
【００３８】
次に、本発明に係る転炉炉壁へのスラグコーティング実施時の転炉炉底管理方法（以下、単に転炉炉底管理方法という）について、詳細に説明する。
【００３９】
上述した転炉炉壁へのスラグコーティング方法の実施の際、スラグコーティングの繰り返し実施により炉底厚みの上昇が生じることがある。転炉炉底のスラグに上吹きランスより不活性ガスを噴射することによる転炉炉底へのスラグ凝固物の付着、堆積による炉底厚み増加である。この現象はスラグ固相率を高めにとってスラグコーティング方法を実施する際に生じ易く、転炉炉底厚みが凝固スラグの堆積により大きく増加すると、底吹き羽口からの供給気体は、増加した炉底のいずれの部分を通過して転炉炉内の鋼浴に吹き込まれているかわからなくなり（抵抗の低い部分を流れ出しガス道が不明となる）、底吹き羽口による鋼浴攪拌効果の変化を生じる。さらに、厚み増加を生じる時は、転炉自体の冶金特性が変化することになり、転炉操業に支障をきたすことになる。
【００４０】
従って、本発明の転炉炉底管理方法では、前記転炉炉底厚みの変化を、底吹き羽口から炉内に供給する気体圧力の羽口背圧を検出して、該羽口背圧の上昇から転炉炉底厚みの上昇を検知するものである。以下に、本発明の転炉炉底管理方法を添付の図面を用いて説明する。
図９は羽口背圧を検出して、該羽口背圧の上昇から転炉炉底厚み変化を検知する例を示したものである。
図９には、転炉１の底吹き羽口１０には、トラニオン７を経由して、ここでは不活性ガスである窒素、Ａｒ等の気体が供給され、底吹き羽口１０を経由して溶鋼１２中へ噴射可能になっている例を示す。
【００４１】
窒素、Ａｒ等の気体供給ライン１３に設けられたバルブＡ、Ｂを開とすることにより、底吹き羽口１０に供給する気体を変更することができるが、この底吹き羽口１０の背圧を気体供給ライン１３中に配置した圧力計Ｃで検出する。他の気体供給ライン中の圧力損失の変化が無いとすれば、ここで検出される圧力は、底吹き羽口１０の前方に示したスラグ凝固層１４の厚みの増減で変化することになり、本発明で言うところの転炉炉底厚みの上昇は、この底吹き羽口背圧の上昇で検知できることになる。この変化は、例えば、図１０で示される。気体供給ライン１３中を流れるトータルの底吹き気体の流量と、底吹き羽口１０の背圧との関係は、例えば実線で示す変化が正常とした時、炉底厚み増加が発生した時には、図中破線で示した矢印の方向に移動した圧力の上昇が生じ、明らかな変化となって検出可能である。
【００４２】
そして、本発明において、転炉炉底厚み増加に伴い、炉底厚みを元に復旧させる、あるいは厚みを減じたい時は、以下の手段で可能である。
すなわち、スラグコーティングの繰り返しによる転炉炉底厚みの上昇に際し、出鋼後に転炉炉底に残る溶融スラグにアルミ含有物、アルミナ含有物、アルミナ源、またはホタル石などを添加してスラグ攪拌を施すことにより、厚み上昇の原因となっているスラグ凝固層１４の再溶解を図って、炉底厚みを減じるものである。１回あるいは複数回この操作を繰り返すことにより、再溶解量は調整可能である。
【００４３】
また、ここで溶融スラグに融点調整のために添加するアルミナ源とは、アルミ灰またはアルミナが２０〜２５％程度含まれている連続鋳造スラグ、取鍋スラグ等を用いることができる。
なお、本発明の転炉炉底管理方法では、底吹き羽口１０として不活性気体を噴射可能な転炉１を例に採って説明したが、酸素等を噴射する羽口を備えた転炉でも良いことはもちろんである。
【００４４】
【実施例】
以下に、本発明のスラグコーティング方法および転炉炉底管理方法を実施例に基づいて具体的に説明する。
【００４５】
まず、本発明のスラグコーティング方法を説明する。
（実施例１）
図１に示す上底吹き転炉１に対して本発明のスラグコーティング方法を適用した。
１８０ｔの上底吹き転炉１で溶鉄を吹錬し、出鋼後にスラグ２を５−７ｔ残留させた。ランス３の先端を炉底からの距離１．８ｍとして、Ｎ2 ガスを４００Ｎｍ3 ／ｍｉｎでスラグ２に噴射した。吹止スラグ成分だけでは、液相率が高く、スラグ２に不活性ガス４を噴射しても、スラグ面が激しく波打つだけでスラグスプラッシュ８の発生は確認されなかった。
【００４６】
ガス噴射開始後３０秒経過してから固化剤１１としてＭｇＯ源である軽焼ドロマイト５００ｋｇを添加した時点で、スラグ２中のＭｇＯ濃度が増加し、粘度が上昇し、スラグスプラッシュ８が発生しだした。しかし、この段階ではスラグ固相率が本実施例で目標とする０．６に達していなかったので、スラグスプラッシュ８の粒径は小さく、さらに炉壁に付着した後も、流れ落ちてしまう傾向があった。このため、ガス噴射開始から２．５分経過した時点で、冷却能が１回目に添加した軽焼ドロマイトよりも大きい乾燥ドロマイトを固化剤１１として５００ｋｇ添加した。これによりスラグ２は冷却され、固相率が０．６以上に達し、シャーベット状となった粒径の大きなスラグスプラッシュ８が飛散し、１回目の固化剤添加での第１段階に付着したコーティング層９を覆うような形で炉壁に固着した。
【００４７】
以上のようにして、転炉１の炉腹の炉壁面全体にほぼ均一なスラグコーティング層９が得られた。
なお本実施例ではすべて既設の転炉吹錬用ランスを利用した。また使用転炉が上底吹き転炉１であったため、炉底にはガス底吹き用ノズル１０が配設されている。本実施例ではそれら底吹きノズル１１が上吹きガスによる何らかの被害を受けないように底吹きノズル１１にもガス圧をかけたことは言うまでもない。
【００４８】
次に、上記実施例１において、ガス流量、ランス高さおよび固化剤投入量変更によるスラグ固相率を個々に変化させて、転炉１内に発生するスラグスプラッシュ８の炉底からの到達高さおよび転炉炉腹炉壁面全体に形成されるスラグコーティング層９の厚みなどのスラグコーティング特性への影響を調査した。
図６は、ガス流量および炉底からのランス高さを変更したときのスプラッシュ到達高さを調査した結果である。ガス流量２５０〜６００Ｎｍ3 ／ｍｉｎ、ランス高さ１．０〜３．０ｍ未満の範囲ではガス流量が大きく、ランス高さが低いほどスプラッシュ到達高さは高くなり、この結果から、炉内観察後、重点的に補修したい高さに応じてガス流量およびランス高さを制御すればよいことがわかった。また、ガス流量４００Ｎｍ3 ／ｍｉｎ、ランス高さ０．８ｍとしてもスプラッシュ到達高さは、ランス高さ１．０ｍの場合と同程度に留まった。これは前記のランス高さの適正範囲についての説明で述べたことによるものである。
【００４９】
一方、ランス高さおよびガス流量の条件を一定に設定し、固化剤投入量を変更して、種々のスラグ固相率でのコーティング層の厚み変化を調査したところ、図７に示すような結果が得られた。この図５から、スラグ固相率が０．６で、コーティング層厚みは最大となり、固相率が０．５〜０．７で約８〜１７ｍｍのコーティング層厚みが得られることがわかる。
なお、上記実施例１で目標とした固相率０．６を確保するためには、スラグ２中のＴ．Ｆ（％）が１５％≦Ｔ．Ｆｅ＜２２％で固化剤添加の場合には、軽焼ドロマイトおよび乾燥ドロマイトが各々５００ｋｇ必要であり、スラグ２中のＴ．Ｆ（％）がＴ．Ｆｅ≧２２％で還元剤添加の場合には、上記軽焼ドロマイトおよび乾燥ドロマイトが各々５００ｋｇの他、還元剤として黒鉛１００ｋｇ必要であることがわかった。
【００５０】
図８（ａ）および（ｂ）に、それぞれ従来の炉体傾動法と本発明のスラグコーティング方法との実施結果を比較して示す。ここで、コーティング実施前の耐火物厚みと実施後の厚みはレーザープロフィール計で測定した。
図８（ａ）より明らかなように、本発明法の適用によってトラニオンサイドの炉底からの高さが３〜４ｍにかけて、平均厚み２０ｍｍのコーティング層が形成され、次回ヒート出鋼後も、５〜１０ｍｍのコーティング層が残留していることが確認できた。
一方、図８（ｂ）より明らかなように、従来の炉体傾動によるスラグコーティング方法では、スラグ付着さえ起こっていなかったことが分かった。
【００５１】
次に、本発明の転炉炉底管理方法を説明する。
（実施例２）
図９に示す構成の転炉１において、スラグコーティングを繰り返しつつ転炉操業を行なっていた処、１ヶ月経過後から羽口背圧が上昇しはじめた。
この背圧が約２割程度上昇した転炉１に対し、出鋼後にスラグを６トン残留させた。この残留スラグに連続鋳造スラグ３．２ｔ添加し、底吹き羽口１０からの気体供給を増加して、残留スラグとの攪拌を行なって成分を調整した。この混合攪拌によりアルミナ成分は約１０％となった。
【００５２】
ついで、転炉１の揺動操作と底吹き羽口１０からの吹き込みを約１０分間継続後、当該成分調整残留スラグを排出した後、溶銑１８０ｔを受銑して通常の転炉操業を行なった。
この時、転炉操業においては底吹き羽口１０の背圧の減少が見られ、スラグ凝固層１４の再溶解により、炉底厚みが減少したことが観察できた。
なお、成分調整残留スラグを一旦排出したのは、融点を低下せしめているため、これをこのまま使用すると、スラグライン位置の転炉炉壁の損耗が大きくなるからである。
【００５３】
本発明に係る転炉炉壁へのスラグコーティング方法およびスラグコーティング実施時の転炉炉底管理方法について、実施の形態を挙げて詳細に説明したが、本発明はこれらの実施の形態に限定されず、本発明の要旨を逸脱しない範囲において、種々の改良や設計の変更が可能なことはもちろんである。
【００５４】
【発明の効果】
以上詳述したように、本発明の転炉炉壁へのスラグコーティング方法によれば、従来ほとんど不可能に近かった転炉トラニオンサイドのスラグコーティングが容易に行えるようになり、転炉炉壁面全面に均一に安定して一定のスラグコーティング層を形成することができる。
このため、本発明によれば、従来のトラニオンサイド補修に要していた材料の使用量を大幅に削減することができ、補修費用の減少を達成できる。
その結果、炉寿命がトラニオンサイド耐火物損耗が律速となり、１炉代５０００ヒート前後の現在より、本発明方法を実施することにより、１００００ヒートあるいはそれ以上の炉寿命を安定確保することができる。
【００５５】
また、本発明の転炉炉壁へのスラグコーティング実施時の転炉炉底管理方法によれば、スラグコーティングを転炉で繰り返し実施する時、スラグが炉底で凝固して生じる転炉炉底厚みの上昇を検知することができ、かつ／または、転炉炉底厚みを調整することのできる。
このため、本発明によれば、凝固スラグの堆積による転炉炉底厚みの大幅な増加のために、底吹き羽口からの供給気体の転炉炉内の鋼浴への吹き込み通路、いわゆるガス道が不明となることを防止し、底吹き羽口による鋼浴攪拌効果に変化を生じさせることを防止することができる。
その結果、転炉自体の冶金特性を変化させることを防止し、転炉操業に支障をきたすことを防止することができる。
【図面の簡単な説明】
【図１】 本発明に係る転炉炉壁へのスラグコーティング方法の一実施の形態の説明図である。
【図２】 （ａ），（ｂ）および（ｃ）は、それぞれ図１に示す実施の形態における各作業工程中の炉内状況を説明する説明図である。
【図３】 本発明法の実施にあたっての作業パターンの１例を示すタイムチャートである。
【図４】 本発明法においてランス高さおよびガス流量とスプラッシュ到達高さの関係を示すグラフである。
【図５】 （ａ）および（ｂ）は、それぞれランス高さが高い場合とランス高さが低い（例えば１．０ｍ未満）場合との残留スラグの状態およびスプラッシュの発生状態を説明する説明図である。
【図６】 本発明の実施例においてガス流量およびランス高さとスプラッシュ到達高さの関係を調査したグラフである。
【図７】 本発明の実施例においてスラグ固相率を変化させたときのコーティング層厚みの変動を表わすグラフである。
【図８】 （ａ）および（ｂ）は、それぞれ本発明のスラグコーティング方法と従来法による実施結果の１例を示す説明図である。
【図９】 本発明に係る転炉炉壁へのスラグコーティング実施時の転炉炉底管理方法を実施するための底吹き羽口の背圧を検出するシステムの一実施の形態の説明図である。
【図１０】 本発明法において炉底厚み上昇による底吹き羽口の背圧への影響の一例を表すグラフである。
【符号の説明】
１ 転炉
２ 残留スラグ
３ ガス吹ランス（上吹きランス）
４ ガス
５ トラニオンサイド
６ 固化剤、還元剤投入シュート
７ トラニオン軸（トラニオン）
８ スプラッシュスラグ
９ コーティング層
１０ 底吹きノズル（羽口）
１１ スラグ固化剤
１２ 溶鋼
１３ 気体供給ライン
１４ スラグ凝固層
Ａ，Ｂ バルブ
Ｃ 圧力計[0001]
BACKGROUND OF THE INVENTION
The present invention relates to a slag coating method on a converter furnace wall for improving the converter life and a converter bottom management method at the time of slag coating, and more particularly, a conventional slag coating method by tilting the furnace body is repaired. A converter furnace wall to extend the furnace life by injecting gas from the top blowing lance to the trunnion side leading to the furnace belly and furnace mouth constriction where it was impossible to splash the slag and adhere uniformly. The present invention relates to a slag coating method and a converter bottom management method for a converter that performs the slag coating.
[0002]
[Prior art]
One technique for repairing the bottom and wall of a converter is a so-called slag coating technique. This is a technology that uses the slag generated in converter refining immediately to protect the bottom and furnace wall refractories of the next heat, and can be applied to both top blow converters and top bottom blow converters. This is a useful repair method, and is currently actively used (see, for example, JP-A-53-37120).
[0003]
More specifically, this repair method involves leaving at least a part of the molten slag in the furnace after discharging the molten steel smelted in the converter, and adding dolomite or the like as a solidifying agent to the residual slag. Oscillates around the trunnion axis and attaches the slag onto the furnace bottom and the furnace wall refractory. Here, the slag solidifying agent is used for increasing the melting point of the slag, reducing its fluidity, and improving its adhesion effect. However, due to the structure of the converter, below the position where the trunnion is disposed (hereinafter referred to as the trunnion side) is a blind spot of oscillation, and the slag is insufficiently attached, which is hardly useful for refractory protection. There is a drawback.
[0004]
Therefore, as disclosed in JP-A-57-16111, in the bottom blowing converter and the top bottom blowing converter, an inert gas is blown from the bottom blowing nozzle, and residual slag in the furnace is discharged from the bottom blowing nozzle. There has been proposed a slag coating method in which an inert gas blows upward and adheres to the furnace wall refractory. By this method, slag can be coated on the furnace bottom and the furnace wall even on the trunnion side. However, even if this method is carried out while controlling the flow rate of the inert gas, it is difficult to accurately determine the slag scattering position, and it is extremely difficult to uniformly deposit it on the furnace wall refractory.
[0005]
Furthermore, in Japanese Patent Application Laid-Open No. 7-41815, the applicant proposes a slag coating method in which an inert gas is blown from an upper blowing lance instead of a bottom blowing nozzle in an upper blowing converter and an upper bottom blowing converter. Has been. This method enables slag coating on the trunnion side, in particular, the knuckle portion that is difficult to repair (the boundary between the furnace bottom and the furnace wall) and the furnace bottom. However, in this method, slag is blown to the furnace wall side by blowing inert gas and slag coating is performed by raising the furnace wall, so the slag coating range is limited, and slag on the furnace wall refractory is limited. It cannot be said that the coating is sufficiently uniform, and in particular, the slag coating on the trunnion side of the furnace can be insufficient, and furthermore, it is difficult to perform the coating reaching the throttle opening. It is not an appropriate furnace repair method.
[0006]
[Problems to be solved by the invention]
As described above, a part of the molten slag disclosed in JP-A-53-37120 is left in the furnace, a solidifying agent is added, and the slag is swung around the trunnion axis. The method of attaching to the furnace wall refractory has a problem that the trunnion side cannot be repaired.
Further, in the method disclosed in Japanese Patent Laid-Open No. 57-16111, the residual slag in the furnace is blown upward with an inert gas from the bottom blowing nozzle and adhered onto the furnace wall refractory. There was a problem that it was difficult to define accurately.
Further, a method disclosed in JP-A-7-41815, in which a solidifying agent is added to residual slag, an inert gas is sprayed from an upper blowing lance, slag is blown to the furnace wall side, and adhered to the furnace wall refractory However, there is a problem that the range of the slag coating is limited and the control of the slag properties by adding the lance height, gas flow rate, and solidifying agent is not clarified, and uniform slag coating cannot always be realized.
[0007]
An object of the present invention is to solve the above-mentioned problems of the prior art and inject a gas from an upper blowing lance to residual slag in the furnace after steel output in a steelmaking converter to splash the slag and adhere it to the furnace wall. In addition, by optimizing the slag properties by adding lance height, gas flow rate, slag solidifying agent, etc., the furnace belly trunnion that could not be repaired by the conventional slag coating method by tilting the furnace body A converter that extends the life of the converter by bouncing slag evenly to the side and the side wall of the throttle opening, allowing it to adhere uniformly, and coating the entire surface of the furnace wall uniformly and stably. The object is to provide a method for coating slag on the furnace wall.
Further, when slag coating is repeatedly performed in a converter, the slag may solidify at the furnace bottom and the converter furnace bottom thickness may increase. Therefore, another object of the present invention is to detect the increase in the converter furnace bottom thickness and / or to perform the slag coating on the converter furnace wall capable of adjusting the converter furnace bottom thickness. It is to provide a converter furnace bottom management method.
[0008]
[Means for Solving the Problems]
In solving the above-mentioned problems, the present inventors have made it possible to leave molten slag at the bottom of the converter furnace after steel output in a converter for steelmaking, and to slag slag by injecting gas from the top blowing lance, As a result of diligent research on the furnace coating method to adhere to the wall, the lance height from the furnace bottom and the gas flow rate are controlled within the specified appropriate range so that the slag is scattered at the target repair location in the furnace. Slag solidifying agent containing MgO or CaO is added so that the slag solid phase ratio is controlled within a predetermined appropriate range according to the slag composition immediately after the start of gas injection, and the slag scattering height and the adhesion to the furnace wall are increased. It has been found that the entire furnace wall can be uniformly coated by adjusting, and the present invention has been achieved.
[0009]
That is, the present inventionThe first aspect ofIn the converter for steelmaking, the molten slag is left at the bottom of the converter furnace after steel output, and the slag is scattered by injecting gas from the top blowing lance.At least including the abdomenWhen attaching to the furnace wall, depending on the repair location in the furnaceOn the furnace wall with a height of 7m or less from the furnace bottomThe lance height from the furnace bottom is 0.7 m or more and less than 3.0 m so that the slag is scattered, and the gas flow rate is 250 to 600 Nm.Three / Min to controlThe slag solid phase ratio calculated from the composition that minimizes the standard free energy of slag is adjusted to 0.50 to 0.70.A slag to the converter furnace wall is characterized by adding a slag solidifying agent containing MgO or CaO according to the residual slag composition after gas injection, and controlling the slag scattering height and the amount of adhesion to the furnace wall A coating method is provided.
[0010]
Also,The second aspect of the present invention is:In the steelmaking converter, the molten slag remains at the bottom of the converter furnace after steelmaking, and the slag is scattered by injecting an inert gas from the top blowing lance.At least including the abdomenWhen attaching to the furnace wall, depending on the repair location in the furnaceOn the furnace wall with a height of 7m or less from the furnace bottomThe lance height from the furnace bottom is 1.0 m or more and less than 3.0 m so that the slag is scattered, and the inert gas flow rate is 250 to 600 Nm.Three / Min,Calculated from the composition that minimizes the standard free energy of slagIn order to adjust the slag solid phase ratio to 0.50 to 0.70, a slag solidifying agent containing MgO or CaO is added according to the residual slag composition after the inert gas injection, and the slag scattering height and the furnace wall The present invention provides a method for coating slag on a converter furnace wall, characterized by controlling the amount of adhesion to the converter.
[0011]
here,The slag solid fraction is determined by performing a thermodynamic calculation using the slag temperature and the input mass of each composition in the slag added with the slag solidifying agent, so that the standard free energy of the system is minimized. Calculate the mass of the liquid phase and the mass of the solid phase, and calculate the ratio of the sum of the calculated mass of the solid phase of each composition and the sum of the mass of the liquid phase and the solid phase of each composition. Preferably there is.
The lance height is 1.8 to 2.8 m, and the gas flow rate or the inert gas flow rate is 400 to 600 Nm. Three / Min, the T · Fe concentration (mass%) of the slag is determined after the gas injection, and when the T · Fe concentration (mass%) <15%, the slag solidifying agent is not added and 15% When T ≦ Fe concentration (mass%) <22%, the slag solidifying agent is added. When T · Fe concentration (mass%) ≧ 22%, a reducing agent is added in addition to the slag solidifying agent. It is preferable to adjust the slag solid phase ratio to 0.50 to 0.70 to control the slag scattering height.
Further, when the T · Fe concentration (% by mass) of the slag is 15% ≦ T · Fe concentration (% by mass) <22%, light-burned dolomite and dried dolomite are used as the slag solidifying agent. It is preferable to add 15% by mass and adjust the slag solid phase ratio to 0.60 to 0.65 to control the slag scattering height.
Also,It is preferable to add the slag solidifying agent to the residual slag in the furnace immediately after the start of gas injection to 2 minutes later.
Further, the fluctuation of the slag solid phase ratio based on at least an error in the amount of slag solidifying agent input is controlled by monitoring the state of slag scattering immediately after the start of gas injection and after 2 minutes and adding additional slag solidifying agent. It is preferable.
[0012]
Furthermore, the present inventionThird aspect ofIs to detect the tuyere back pressure of the gas pressure supplied into the furnace from the bottom blowing tuyere of the converter during the converter operation for performing the slag coating by the slag coating method on the converter furnace wall of each aspect described above, An object of the present invention is to provide a converter furnace bottom management method when performing slag coating on a converter furnace wall, which detects an increase in converter furnace bottom thickness from an increase in tuyere back pressure.
In addition, the present inventionThe fourth aspect ofReduces the melting point of the slag in the molten slag that remains on the bottom of the converter after steelmaking, when the thickness of the converter bottom increases due to repeated slag coating by the slag coating method on the converter wall of each aspect described above. The present invention provides a converter furnace bottom management method when slag coating is performed on a converter furnace wall, characterized in that a solvent agent is added and slag stirring is performed by a bottom blowing tuyere and / or a top blowing lance. .
Here, an alumina source is used as a solvent agent that lowers the melting point of the slag.thingIs preferred.
[0013]
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
A slag coating method for a converter furnace wall according to the present invention and a converter furnace bottom management method at the time of slag coating to the converter furnace wall will be described below in detail based on preferred embodiments shown in the accompanying drawings. .
[0014]
FIG. 1 is a cross-sectional explanatory view for explaining an embodiment of a steelmaking converter for performing a slag coating method (hereinafter simply referred to as a slag coating method) on a converter furnace wall according to the present invention. 2 (a), 2 (b) and 2 (c) are explanatory views showing respective steps of an example of the slag coating method of the present invention.
In FIG. 1, reference numeral 1 indicates an upper bottom blowing converter for steel making, reference numeral 3 indicates an inert gas blowing lance disposed in the converter 1, and reference numeral 6 inputs a slag solidifying agent and a reducing agent. The reference numeral 7 indicates a trunnion shaft for swingably supporting the converter 1, and reference numeral 5 indicates a furnace wall (furnace) on the side where the trunnion shaft 7 of the converter 1 is provided. The trunnion side of the range including the portion and the throttle portion 5 ′ of the furnace opening, reference numeral 10 represents a bottom blowing nozzle (bottom blowing tuyere). Further, reference numeral 2 is residual slag to be left in the converter 1, reference numeral 4 is the gas to be blown, reference numeral 8 is splashed by the gas 4 injected from the top blowing lance 3 and is scattered toward the furnace wall. Splash slag, reference numeral 9 represents a slag coating layer formed by the splash slag 8.
[0015]
In the slag coating method of the present invention, first, as shown in FIG. 1 and FIG. 2 (a), an appropriate amount of slag 2 in the converter 1, that is, the bottom of the furnace, for example, a part or all of the residual slag, Leave as 2. Subsequently, as shown in FIGS. 1 and 2A, the lance 3 is lowered to a predetermined position in the converter 1 and installed at a predetermined height from the furnace bottom. Next, the gas 4 is injected from the lance 3 onto the slag 2 at a predetermined flow rate, and, as shown in FIGS. 1 and 2 (b), a slag solidifying agent 11 such as dolomite is introduced from the charging chute 6, The 2 slag solid phase ratio is adjusted to a predetermined range. By doing so, as shown in FIGS. 1 and 2 (c), the splash slag 8 is scattered from the slag 2 having a predetermined solid fraction, and the converter wall, particularly the trunnion side that is difficult to repair and difficult to adhere to the slag. 5 can also form the slag coating layer 9.
[0016]
Here, the slag coating method of the present invention includes the height of the lance 3 from the furnace bottom (hereinafter referred to as lance height), the flow rate of inert gas from the lance 3 (hereinafter referred to as gas flow rate), and slag solidification. The solid phase ratio of the slag 2 adjusted by adding the agent 11 or the solidifying agent 11 and the reducing agent is within a predetermined range, that is, the lance height is 0.7 m, preferably 1.0 m or more and less than 3.0 m, Gas flow rate is 250 ~ 600NmThree/ Min range and slag solid phase ratio are controlled to the range of 0.5-0.7, and the scattering height of the slag 2 and the adhesiveness to a furnace wall are adjusted, It is characterized by the above-mentioned.
[0017]
First, the lance 3 used in the method of the present invention can only scatter the slag 2 whose solid phase ratio is adjusted within the appropriate range up to a portion where repair of the furnace wall in the target converter is necessary. Accordingly, any lance can be used as long as the lance can secure the gas flow rate in the proper range and can adjust the height from the furnace bottom to the proper range in accordance with the properties of the slag 2 in the converter 1. Various lances may be used. For example, a dedicated lance that satisfies such conditions may be provided for slag coating. Usually, however, the blast furnace provided in the top-bottom blowing converter or the top-blowing converter as shown in FIG. A lance may also be used for slag coating.
[0018]
Further, the converter 1 to which the method of the present invention is applied is not particularly limited, but is preferably, for example, an upper bottom blowing converter or an upper blowing converter shown in FIGS. 1 and 2. The reason is that these top blow converters and top bottom blow converters are equipped with a smelting lance and can be shared with the slag coating lance 3. In addition, when providing the gas blowing lance 3 only for slag coating, this invention method is applicable not only to the top blowing converter and the top bottom blowing converter mentioned above but to a bottom blowing converter. By the way, when the method of the present invention is applied to an upper bottom blowing converter or a bottom blowing converter, gas bottom blowing nozzles (feathers) are disposed on the bottom of the furnace. It is necessary to apply gas pressure to the bottom blowing nozzle so as not to be damaged by any of the above.
[0019]
Next, the appropriate limited range of the lance height set in the method of the present invention is a range of 0.7 m or more and less than 3.0 m, preferably 1.0 to 2.9, more preferably 1.8. ~ 2.8m. Here, the reason why the lance height is limited to 0.7 m or more and less than 3.0 m will be described.
FIG. 4 shows the relationship between the lance height and the splash arrival height (height from the furnace bottom) when the gas flow rate and the lance height are changed. The higher the gas flow rate and the lower the lance height (height from the furnace bottom), the higher the splash arrival height. Therefore, the lance height should be as low as possible and the gas flow rate should be as high as possible.
First, the range of the appropriateness of the lance height will be described.
In FIG. 4, the lance height position of 0.7 m indicated by a broken line indicates the distance between the converter furnace bottom and the lance. When this value is small, the collision between the converter furnace bottom and the lance must be taken into account, and in the present invention, it is at least 0.7 m for equipment protection and the like.
[0020]
FIG. 5 (a) shows the principle of generation of splash slag according to the present invention. The gas injection from the lance creates a dent in the residual slag, and the splash slag is generated from the residual slag rising around the slag. Here, when the lance is brought closer, as shown in FIG. 5B, the residual slag dent due to the gas injection becomes large, and the splash slag generation efficiency due to the gas injection may be lowered.
That is, the depth of the dent generated in the residual slag 2 by the inert gas 4 injected from the lance 3 exceeds the bath depth of the residual slag 2, and the slag is no longer recessed. Since the slag 2 that has lost its destination increases its potential energy, it loses that amount of energy E, and the energy (kinetic energy) of the splash 8 also decreases, so the reaching height of the slag splash 8 is reduced. It is thought that it is to do.
[0021]
In FIG. 4, the gas flow rate is 400 Nm.ThreeAt / min, it is inferred that the above-mentioned state occurs in the 0.7 m to 1.0 m region where the lance height and the splash arrival height do not change. Accordingly, in terms of the generation efficiency of the splash slag, it is preferably around 1 m at the same gas flow rate.
In FIG. 4, the splash arrival height indicates the height of the clay-like splash slag and is 400 Nm.ThreeIt is 4.8 m at the 0.7 m point of / min. At this time, the slag having a high liquid phase ratio generated immediately after the addition of the slag solidifying agent reached about 7 m.
Also, the splash arrival height can be increased by increasing the gas flow rate. In addition, the slag hot water surface immediately after steelmaking may exist about 1.8m, and it is good also considering the lance and slag contact accident by malfunction as a minimum as 1.8m or more.
[0022]
On the other hand, if the lance height is 3.0 or more, the slag splash 8 cannot be efficiently generated from the residual slag 2, or even if it can be generated, it becomes difficult to scatter the slag splash 8 to a required height. It is because the slag 3 cannot adhere to the target repair location of the furnace wall.
It should be noted that the lance height may be constant throughout the entire process, but of course may be changed midway.
[0023]
Next, the appropriate limited range of the gas flow rate set in the method of the present invention is 250 to 600 Nm.Three/ Min, preferably 300 to 500 NmThree/ Min, more preferably 350 to 450 NmThree/ Min. Here, the gas flow rate is 250-600 NmThreeThe reason for limiting to / min is that the gas flow rate is 250 NmThreeIf it is less than / min, it is difficult to scatter the residual slag 2 to the required height as the slag splash 8, and the slag 3 cannot adhere to the intended repair location of the furnace wall, particularly the trunnion side furnace belly. On the other hand, the gas flow rate is 600 NmThree/ Min., The scattering height of the slag splash 8 scattered from the residual slag 2 becomes too high, and an abnormal growth of the coating thickness due to the slag splash 8 in the throttle opening of the converter tends to occur, and the slag 3 adheres uniformly. In addition to being unable to control properly, adhesion of slag inside the converter skirt and hood becomes a problem.
[0024]
By the way, when the repair site of the target converter furnace wall has a low height from the furnace bottom, for example, 3 m or less, the gas flow rate is 250 Nm.ThreeWhen the height from the furnace bottom is high, for example, in the case of a throttle portion of 7 m or more, the gas flow rate is a maximum flow rate of 600 Nm.ThreeIt is preferable to control the gas flow rate in accordance with the height from the furnace bottom of the repaired portion so that the service cost is minimized. The gas flow rate may be constant as long as it is within the above limited range, but may be changed midway.
Further, the angle of the lance 3 when the inert gas 4 is blown is not particularly limited in the present invention, and any angle may be used as long as the slag splash 8 can be scattered to a required height. The angle at which the jet (jet) of the gas 4 ejected from the slag 3 enters the slag 3 is most preferably the angle at which the slag splash 8 generated thereby scatters most.
[0025]
Further, the number of the lances 3 is not particularly limited, and may be one or more as long as the required gas flow rate in the appropriate range can be secured.
The gas 4 used in the present invention is not particularly limited, but is preferably a low-cost gas such as nitrogen (N2) Gas, argon (Ar) gas, air and mixed gas thereof can be used. The blasting lance of the converter can inject nitrogen, argon, etc. in addition to pure oxygen for operation, and an inert gas such as nitrogen, argon, etc. without modification is preferable.
[0026]
Next, the appropriate limited range of the slag solid phase ratio set in the method of the present invention is in the range of 0.5 to 0.7, preferably 0.55 to 0.68, more preferably 0.60. ~ 0.65. Here, the reason for limiting the slag solid phase ratio to 0.5 to 0.7 is that when the slag solid phase ratio is less than 0.5, the addition amount of the slag solidifying agent 11 is insufficient. The slag splash 8 cannot be generated from the slag 2 and cannot adhere to the furnace wall, or even if it can be generated, the particle size of the slag splash 8 is too small to be scattered, and the furnace wall is small. This is because, even after adhering to the film, the coating layer after adhering flows down immediately or gradually. On the other hand, when the slag solid phase ratio exceeds 0.7, the amount of the slag solidifying agent 11 added becomes excessive, the viscosity of the slag 2 increases, and when reaching the furnace wall, the slag splash 8 becomes too hard and does not physically adhere. This is because the particle size of the slag splash 8 is too large to allow the slag splash 8 to be scattered to the intended repair location on the furnace wall, or the slag splash 8 cannot be generated.
[0027]
By the way, in the present invention, the slag solid phase ratio is defined as follows.
[Expression 1]
In the present invention, the slag solid fraction is calculated by, for example, thermodynamic calculation software (for example, Chem Sage calculation software) using the mass of the residual slag 2 and the mass of the slag solidifying agent. And each composition (CaO, SiO in slag 2 to which a solidifying agent is added2 Etc.) and the input mass, and calculation is performed using thermodynamic calculation software.
In the thermodynamic calculation software, by inputting the input mass of each composition in the slag 2 and the temperature of the slag 2, the mass of the liquid phase and the solid phase so that the standard free energy of the system is minimized. The mass of (a simple substance or a compound) is calculated. Table 1 shows a calculation example.
In the present invention, the solid phase ratio is controlled within the above-described appropriate range using the solid phase ratio of the slag 2 thus calculated.
[0028]
[Table 1]
[0029]
The solid phase ratio is controlled by calculating each time as described above, or by calculating each condition in advance, and determining and controlling the input amount of the slag solidifying agent according to the residual slag amount. Also, the fluctuation of the solid phase ratio based on the error in the amount of slag solidifying agent input and the error in the calculation software is monitored, and the slag solidifying agent is added after monitoring the slag scattering state immediately after the start of gas injection. It is also possible to control such as.
[0030]
The slag solidifying agent 11 added to the slag 2 to make the slag solid phase ratio of the residual slag 2 0.5 to 0.7 is any slag solidifying agent as long as it contains MgO or CaO. Well, a conventionally known slag solidifying agent may be used. For example, the slag solidifying agent containing MgO can include light-burned dolomite, dried dolomite, and a mixture of two or more thereof, and the slag solidifying agent containing CaO includes quick lime, limestone and the like. be able to. Moreover, you may mix and use the slag solidification agent containing MgO, and the slag solidification agent containing CaO.
[0031]
The timing (timing) of adding such a slag solidifying agent 11 to the residual slag 2 in the converter 1 is not particularly limited as long as the injection of the inert gas 4 from the gas blowing lance 3 is started. Immediately after 2 minutes are preferred. This is because there is no stirring effect between the slag 2 and the slag solidifying agent 11 due to the jet of the inert gas 4 unless the inert gas 4 is injected from the lance 3.
Also, the method of adding the slag solidifying agent 11 is not particularly limited, and a required amount of the slag solidifying agent 11 may be continuously added at once, or may be added at multiple time intervals. May be. In the case of continuous charging or multiple charging, the charging may be performed at a constant charging speed (amount charged per unit time), or the charging speed may be changed in the middle. The charging speed is not particularly limited, but is preferably 0.7 to 0.9 t / min, for example. When different slag solidifying agents 11 are added, they may be added separately, continuously or divided into a plurality of times without mixing, or may be mixed and charged, or some of them separately The remaining part may be mixed and charged.
Further, when the slag solidifying agent 11 is charged, the slag solidifying agent 11 may be directly charged into the converter 1 from the charging chute 6 or may be charged into the converter 1 together with the inert gas 4 from the lance 3. Good. However, it is preferable to feed the residual slag 2 as uniformly as possible.
[0032]
The slag solidifying agent 11 charged into the residual slag 2 in this way is mixed while being stirred by the inert gas 4 injected from the lance 3.
By the way, the present inventors injected a slag solidifying agent while injecting an inert gas 4 at a predetermined gas flow rate from an upper blowing lance 3 installed at a predetermined height on an appropriate amount of slag 2 left in the converter 1. The slag solidifying agent to be added to the slag 2 is increased when performing the in-furnace coating method in which the slag 2 is scattered and adhered to the furnace wall while controlling the solid phase ratio of the slag 2 to a predetermined value. However, depending on the composition of the slag 2, it has been found that the solid phase ratio of the slag 2 may not be within the above-mentioned appropriate range.
For a slag composition in which the solid phase ratio cannot be secured within the proper limited range even when the slag solidifying agent is added in this way, a reducing agent is added to increase the solid phase ratio to the proper limited range. I found out that it was good to do.
[0033]
For this reason, the present inventors leave an appropriate amount of slag 2 in the converter 1, and 400 to 600 Nm of the inert gas 4 from the top blowing lance 3.Three The lance 3 is set to a height 1 from the bottom of the furnace so that the intrusion angle of the gas jet at which the slag splash 8 is most scattered when the appropriate amount of slag 2 is left while injecting the inert gas 4 while setting the flow rate to 1 min. -8 to 2.8 m, and once the slag 2 is stirred, the T.O. Obtain the Fe concentration (%).
At this time, in order to control the slag solid phase ratio in the range of 0.5 to 0.7, T.S. No slag solidifying agent when Fe <15%, 15 ≦ T. When Fe <22%, addition of a slag solidifying agent, for example, to make the slag solid phase ratio 0.60 to 0.65, light burned dolomite and dried dolomite as solidifying agents 10 to 15 of the residual slagmass% Must be added. It has been found that when Fe ≧ 22%, it is necessary to add a reducing agent such as graphite coke in addition to the slag solidifying agent. T. T. Fe (%) is analyzed by a fluorescent X-ray method or the like as one of slag composition analysis values, and is said to represent the oxygen potential in the slag. In actual converter operation, T.W. Waiting for the analysis of Fe (%), it takes about 10 minutes, so using the oxygen concentration in the steel at the time of blowing (it is thought to be balanced with T.Fe (%) in blowing slag) Or from the oxygen concentration in steel, This is performed by estimating Fe (%).
In addition, the oxygen concentration in steel is measured by using the Samplus in the converter operation, and there is no time delay.
[0034]
In the present invention, the T.I. When Fe (%) is 22% or more, the reducing agent is added. If the solid phase ratio is increased only with a solidifying agent containing a large amount of MgO, the coating layer dissolves in the next heat blowing. This is because the furnace bricks exceed the input MgO to be secured for the purpose of protection, the metallurgical properties (particularly the phosphorus distribution ratio) are lowered, and dephosphorization failure occurs. Further, the reducing agent to be added is not particularly limited, and examples thereof include coke as well as the above-mentioned graphite.
[0035]
FIG. 3 shows an example of each work pattern during the implementation of the slag coating method of the present invention. In this example, the lance height is 1 m and the gas flow rate is 400 Nm.Three/ Min (N2Gas 140NmThree/ Min, Ar gas 260NmThree/ Min), and an inert gas (N2+ Ar gas) 4 (see FIG. 2 (a)), first, lightly burned dolomite (500 kg) as a solidifying agent after 30 seconds, or T. For Fe ≧ 22%, graphite coke (100 kg) is used as a reducing agent instead of a light-burning dolomite (for example, 500 kg) at a low charging rate of 0.7 t / min, and the first solidifying agent or reducing agent is used. 1 minute after the completion of the charging, dry dolomite (500 kg) was charged as a solidifying agent at a low charging speed of 0.7 t / min (see FIG. 2B). Thereafter, the formation of the slag coating layer 9 having the target thickness is completed in 4 minutes from the start of the blowing (injection) of the inert gas 4 from the lance 3. In addition, although the target of the required time of the whole process is 4 minutes, depending on the thickness of the slag coating layer 9, it indicates that the required time is set to 5 minutes.
[0036]
In this example, when the amount of residual slag 2 with respect to the 180-ton converter 1 is 5 to 7 t, the time required for the entire process is set to 4 to 5 minutes. However, the present invention is limited to this. IsAbsent.
[0037]
In the present invention, as described above, by performing slag coating on the furnace wall of the converter 1, the slag splash 8 can be repaired from an intended repair location of the furnace wall of the converter 1, for example, from the most eroded furnace bottom. Since the coating wall 9 can be uniformly formed on the entire furnace wall surface by scattering to the 4 to 5 m height and the furnace wall maintaining an appropriate thickness of the adhesion layer, there is a possibility of erosion of the part that is difficult to repair. It is possible to extend the furnace life without limiting the rate of wear of the refractory by controlling the rate.
[0038]
Next, a converter furnace bottom management method (hereinafter simply referred to as a converter furnace bottom management method) when slag coating is performed on the converter furnace wall according to the present invention will be described in detail.
[0039]
When the slag coating method is performed on the converter furnace wall described above, the furnace bottom thickness may increase due to repeated slag coating. This is an increase in the thickness of the bottom of the furnace due to adhesion and deposition of slag solids on the bottom of the converter by injecting an inert gas from the top blowing lance into the slag of the bottom of the converter. This phenomenon is likely to occur when the slag coating method is carried out to increase the slag solid fraction, and when the converter bottom thickness is greatly increased due to the accumulation of solidified slag, the supply gas from the bottom blowing tuyere is increased. It becomes impossible to know which part of the steel has been blown into the steel bath in the converter furnace (flowing through the low-resistance part and the gas path becomes unclear), resulting in a change in the steel bath stirring effect due to the bottom blowing tuyere . Furthermore, when the increase in thickness occurs, the metallurgical characteristics of the converter itself change, which hinders the converter operation.
[0040]
Therefore, in the converter furnace bottom management method of the present invention, the change in the converter furnace bottom thickness is detected by detecting the tuyere back pressure of the gas pressure supplied from the bottom blowing tuyere into the furnace. The rise of the converter furnace bottom thickness is detected from the rise of. Below, the converter furnace bottom management method of this invention is demonstrated using attached drawing.
FIG. 9 shows an example in which the tuyere back pressure is detected and a change in the converter bottom thickness is detected from the increase of the tuyere back pressure.
In FIG. 9, the bottom blowing tuyere 10 of the converter 1 is supplied with an inert gas such as nitrogen or Ar through the trunnion 7, and passes through the bottom blowing tuyere 10. The example which can be injected in the molten steel 12 is shown.
[0041]
The gas supplied to the bottom blowing tuyere 10 can be changed by opening the valves A and B provided in the gas supply line 13 such as nitrogen and Ar. Is detected by a pressure gauge C arranged in the gas supply line 13. If there is no change in pressure loss in the other gas supply lines, the pressure detected here will change with the increase or decrease in the thickness of the slag solidified layer 14 shown in front of the bottom blowing tuyere 10, The increase in the converter furnace bottom thickness referred to in the present invention can be detected by the increase in the bottom blowing tuyere back pressure. This change is shown in FIG. 10, for example. The relationship between the flow rate of the total bottom blowing gas flowing in the gas supply line 13 and the back pressure of the bottom blowing tuyere 10 is, for example, when the change shown by the solid line is normal, An increase in the pressure moved in the direction of the arrow indicated by the middle broken line occurs, and it can be detected as a clear change.
[0042]
In the present invention, as the converter bottom thickness increases, the following means can be used to restore or reduce the thickness based on the bottom thickness.
In other words, when the thickness of the converter bottom increases due to repeated slag coating, slag agitation is performed by adding aluminum-containing material, alumina-containing material, alumina source, or fluorite to the molten slag remaining on the bottom of the converter after steelmaking. By applying, remelting of the slag solidified layer 14 causing the increase in thickness is attempted, and the thickness of the furnace bottom is reduced. By repeating this operation once or several times, the re-dissolution amount can be adjusted.
[0043]
Moreover, the continuous casting slag, ladle slag, etc. which contain about 20-25% of aluminum ash or alumina can be used with the alumina source added for melting | fusing point adjustment to molten slag here.
In the converter bottom management method of the present invention, the converter 1 capable of injecting an inert gas has been described as an example of the bottom blowing tuyere 10. However, the converter having a tuyere for injecting oxygen or the like has been described. But of course.
[0044]
【Example】
Below, the slag coating method and converter furnace bottom management method of this invention are demonstrated concretely based on an Example.
[0045]
First, the slag coating method of the present invention will be described.
Example 1
The slag coating method of the present invention was applied to the top-bottom blow converter 1 shown in FIG.
Molten iron was blown in the 180 t upper-bottom blow converter 1, and 5-7 t of slag 2 was left after the steel was discharged. With the tip of the lance 3 at a distance of 1.8 m from the furnace bottom, N2400Nm of gasThreeThe slag 2 was injected at / min. With only the blow-off slag component, the liquid phase rate was high, and even when the inert gas 4 was injected into the slag 2, the generation of the slag splash 8 was not confirmed because the slag surface was only undulated.
[0046]
After 30 seconds have elapsed from the start of gas injection, when 500 kg of light-burned dolomite as the MgO source is added as the solidifying agent 11, the MgO concentration in the slag 2 increases, the viscosity increases, and slag splash 8 is generated. did. However, at this stage, the slag solid phase ratio did not reach the target of 0.6 in the present embodiment, so the particle size of the slag splash 8 is small, and even after adhering to the furnace wall, it tends to flow down. there were. For this reason, when 2.5 minutes passed from the start of gas injection, 500 kg of dry dolomite having a cooling capacity larger than the light-burned dolomite added at the first time was added as the solidifying agent 11. As a result, the slag 2 is cooled, the solid phase ratio reaches 0.6 or more, and the slag splash 8 having a large particle size in the form of a sherbet scatters and adheres to the first stage in the first addition of the solidifying agent. It was fixed to the furnace wall so as to cover the layer 9.
[0047]
As described above, a substantially uniform slag coating layer 9 was obtained on the entire furnace wall of the converter 1.
Note that in this example, an existing converter blowing lance was used. Further, since the converter used was the top-bottom blowing converter 1, a gas bottom blowing nozzle 10 was disposed at the furnace bottom. In this embodiment, it goes without saying that the gas pressure is also applied to the bottom blowing nozzle 11 so that the bottom blowing nozzle 11 is not damaged by the top blowing gas.
[0048]
Next, in Example 1 described above, the slag solid phase ratio obtained by changing the gas flow rate, the lance height, and the solidifying agent input amount is individually changed, and the slag splash 8 generated in the converter 1 from the bottom of the furnace is reached. The influence on the slag coating characteristics such as the thickness and the thickness of the slag coating layer 9 formed on the entire converter furnace wall surface was investigated.
FIG. 6 is a result of investigating the splash arrival height when the gas flow rate and the lance height from the furnace bottom are changed. Gas flow rate 250 ~ 600NmThree/ Min, in the range of lance height 1.0-3.0 m, the gas flow rate is large, and the lower the lance height, the higher the splash arrival height. From this result, we want to repair intensively after observation in the furnace It was found that the gas flow rate and the lance height should be controlled according to the height. Gas flow rate 400NmThree/ Min, even when the lance height is 0.8 m, the splash arrival height remains at the same level as the lance height of 1.0 m. This is due to what is described in the explanation of the appropriate range of the lance height.
[0049]
On the other hand, when the conditions of the lance height and gas flow rate were set to be constant, the amount of the solidifying agent input was changed, and the change in the thickness of the coating layer at various slag solid fractions was investigated, the results shown in FIG. was gotten. FIG. 5 shows that the slag solid phase ratio is 0.6, the coating layer thickness is maximum, and the solid phase ratio is 0.5 to 0.7, so that a coating layer thickness of about 8 to 17 mm is obtained.
In order to secure the target solid phase ratio of 0.6 in Example 1, the T.S. F (%) is 15% ≦ T. In the case of Fe <22% and solidifying agent addition, 500 kg each of light-burned dolomite and dry dolomite is necessary. F (%) is T.W. When Fe ≧ 22% and a reducing agent was added, it was found that the light calcined dolomite and the dried dolomite required 500 kg of graphite as a reducing agent in addition to 500 kg each.
[0050]
8 (a) and 8 (b) show comparison results of the conventional furnace body tilting method and the slag coating method of the present invention, respectively. Here, the thickness of the refractory before coating and the thickness after coating were measured with a laser profile meter.
As apparent from FIG. 8 (a), the application of the method of the present invention formed a coating layer having an average thickness of 20 mm over the trunnion side from the furnace bottom of 3 to 4 m. It was confirmed that a coating layer of -10 mm remained.
On the other hand, as is clear from FIG. 8B, it was found that even the slag adhesion did not occur in the conventional slag coating method by tilting the furnace body.
[0051]
Next, the converter furnace bottom management method of the present invention will be described.
(Example 2)
In the converter 1 having the configuration shown in FIG. 9, the tuyere back pressure began to increase after one month had passed since the converter operation was performed while repeating the slag coating.
6 tons of slag remained in the converter 1 where the back pressure increased by about 20% after steelmaking. 3.2 t of continuous cast slag was added to this residual slag, the gas supply from the bottom blowing tuyere 10 was increased, and the components were adjusted by stirring with the residual slag. By this mixing and stirring, the alumina component became about 10%.
[0052]
Next, after the swinging operation of the converter 1 and the blowing from the bottom blowing tuyere 10 were continued for about 10 minutes, the component-adjusted residual slag was discharged, and after receiving the hot metal 180 t, the normal converter operation was performed. .
At this time, in the converter operation, a decrease in the back pressure of the bottom blowing tuyere 10 was observed, and it was observed that the thickness of the furnace bottom decreased due to remelting of the slag solidified layer 14.
The reason why the component-adjusted residual slag was once discharged is that the melting point has been lowered, and if this is used as it is, the wear of the converter wall at the slag line position will increase.
[0053]
Although the slag coating method for the converter wall according to the present invention and the converter furnace bottom management method during the slag coating implementation have been described in detail with reference to the embodiments, the present invention is limited to these embodiments. Of course, various improvements and design changes are possible without departing from the scope of the present invention.
[0054]
【The invention's effect】
As described above in detail, according to the slag coating method on the converter furnace wall of the present invention, it becomes possible to easily perform slag coating on the converter trunnion side, which has been almost impossible in the past, and the entire surface of the converter furnace wall surface. A uniform and stable slag coating layer can be formed.
For this reason, according to this invention, the usage-amount of the material required for the conventional trunnion side repair can be reduced significantly, and reduction of repair cost can be achieved.
As a result, the trunnion side refractory wear is controlled by the furnace life, and the furnace life of 10,000 heat or more can be stably secured by carrying out the method of the present invention from the present time around 5000 heat per furnace.
[0055]
Further, according to the converter bottom management method for slag coating on the converter furnace wall according to the present invention, when the slag coating is repeatedly performed in the converter, the slag is solidified at the bottom of the converter. An increase in thickness can be detected and / or the converter furnace bottom thickness can be adjusted.
For this reason, according to the present invention, in order to significantly increase the thickness of the bottom of the converter furnace due to the accumulation of solidified slag, a so-called gas passage for blowing the supply gas from the bottom blowing tuyeres into the steel bath in the converter furnace. It is possible to prevent the road from becoming unclear and to prevent the steel bath stirring effect by the bottom blowing tuyere from being changed.
As a result, it is possible to prevent the metallurgical characteristics of the converter itself from being changed and to prevent the converter operation from being hindered.
[Brief description of the drawings]
FIG. 1 is an explanatory view of an embodiment of a slag coating method for a converter furnace wall according to the present invention.
2 (a), (b) and (c) are explanatory views for explaining the in-furnace situation during each work process in the embodiment shown in FIG.
FIG. 3 is a time chart showing an example of a work pattern for carrying out the method of the present invention.
FIG. 4 is a graph showing the relationship between the lance height and gas flow rate and the splash arrival height in the method of the present invention.
FIGS. 5A and 5B are explanatory diagrams for explaining the state of residual slag and the occurrence of splash when the lance height is high and when the lance height is low (for example, less than 1.0 m), respectively. It is.
FIG. 6 is a graph obtained by investigating the relationship between the gas flow rate, the lance height, and the splash arrival height in the example of the present invention.
FIG. 7 is a graph showing the variation in coating layer thickness when the slag solid fraction is changed in an example of the present invention.
FIGS. 8A and 8B are explanatory views showing examples of the results of the slag coating method of the present invention and the conventional method, respectively.
FIG. 9 is an explanatory diagram of an embodiment of a system for detecting a back pressure of a bottom blowing tuyer for carrying out a converter furnace bottom management method when slag coating is performed on a converter furnace wall according to the present invention. is there.
FIG. 10 is a graph showing an example of the influence on the back pressure of the bottom blowing tuyere due to the furnace bottom thickness increase in the method of the present invention.
[Explanation of symbols]
1 Converter
2 Residual slag
3 Gas blow lance (up blow lance)
4 Gas
5 Trunnion side
6 Solidifying agent, reducing agent charging chute
7 trunnion shaft (trunnion)
8 Splash slug
9 Coating layer
10 Bottom blowing nozzle (tuyere)
11 Slag solidifying agent
12 Molten steel
13 Gas supply line
14 Slag solidified layer
A, B valve
C Pressure gauge
Claims (10)
Ｔ・Ｆｅ濃度（質量％）＜１５％のときは、前記スラグ固化剤を添加せず、
１５％≦Ｔ・Ｆｅ濃度（質量％）＜２２％のときは、前記スラグ固化剤を添加し、
Ｔ・Ｆｅ濃度（質量％）≧２２％のときは、前記スラグ固化剤の他に還元剤を添加し、
前記スラグ固相率を０．５０〜０．７０に調節して、スラグの飛散高さを制御する操作を具備することを特徴とする請求項１〜３のいずれか１項に記載の転炉炉壁へのスラグコーティング方法。The lance height is set to 1.8 to 2.8 m, the gas flow rate or the inert gas flow rate is controlled to 400 to 600 Nm 3 / min, and the T · Fe concentration (% by mass) of the slag after the gas injection is controlled. Seeking
When T · Fe concentration (% by mass) <15%, the slag solidifying agent is not added,
When 15% ≦ T · Fe concentration (% by mass) <22%, the slag solidifying agent is added,
When T · Fe concentration (% by mass) ≧ 22%, a reducing agent is added in addition to the slag solidifying agent,
Adjust the slag solid fraction to 0.50 to 0.70, according to any one of 請 Motomeko 1-3 you characterized by comprising an operation to control the scattering height of slag Slag coating method for converter furnace wall.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP27181999A JP4689782B2 (en) | 1998-10-05 | 1999-09-27 | Method for coating slag on converter furnace wall and method for managing converter furnace bottom during slag coating |
Applications Claiming Priority (4)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP1998282791 | 1998-10-05 | ||
| JP28279198 | 1998-10-05 | ||
| JP10-282791 | 1998-10-05 | ||
| JP27181999A JP4689782B2 (en) | 1998-10-05 | 1999-09-27 | Method for coating slag on converter furnace wall and method for managing converter furnace bottom during slag coating |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JP2000178631A JP2000178631A (en) | 2000-06-27 |
| JP4689782B2 true JP4689782B2 (en) | 2011-05-25 |
Family
ID=26549900
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP27181999A Expired - Fee Related JP4689782B2 (en) | 1998-10-05 | 1999-09-27 | Method for coating slag on converter furnace wall and method for managing converter furnace bottom during slag coating |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JP4689782B2 (en) |
Families Citing this family (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US6627256B1 (en) * | 1998-10-05 | 2003-09-30 | Kawasaki Steel Corporation | Method for slag coating of converter wall |
| JP5552846B2 (en) * | 2010-03-09 | 2014-07-16 | 新日鐵住金株式会社 | Converter refractory protection method for converter |
| JP6347174B2 (en) * | 2014-08-05 | 2018-06-27 | 新日鐵住金株式会社 | Converter operation method using dephosphorized pretreatment hot metal. |
| CN112280930A (en) * | 2020-10-30 | 2021-01-29 | 攀钢集团攀枝花钢钒有限公司 | Method for controlling furnace-splashing furnace-protecting gun position of steelmaking converter |
| CN112877495A (en) * | 2021-01-14 | 2021-06-01 | 山东钢铁集团日照有限公司 | Method for maintaining converter bottom by maintaining carbon-oxygen deposit |
| CN113699304B (en) * | 2021-07-21 | 2022-08-30 | 甘肃酒钢集团宏兴钢铁股份有限公司 | Method for protecting furnace by splashing slag with carbon dioxide and nitrogen |
| CN115287392B (en) * | 2022-08-10 | 2023-10-27 | 柳州钢铁股份有限公司 | Method for rapidly maintaining converter slag pouring surface and converter bottom lining |
-
1999
- 1999-09-27 JP JP27181999A patent/JP4689782B2/en not_active Expired - Fee Related
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JP2000178631A (en) | 2000-06-27 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| KR100625372B1 (en) | Method for slag coating of converter wall | |
| CN113930574B (en) | Slag splashing fettling method beneficial to furnace bottom maintenance | |
| Mills et al. | A review of slag splashing | |
| US5270075A (en) | Ceramic welding process | |
| JP4689782B2 (en) | Method for coating slag on converter furnace wall and method for managing converter furnace bottom during slag coating | |
| EP0674011B1 (en) | Method of controlling slag coating of a steel converter | |
| JP4455791B2 (en) | Coating method for refractories in the furnace | |
| JPH11229020A (en) | Method for protecting lining refractory of furnace for refining and melting metal | |
| JPH11229021A (en) | Method for protecting lining refractory in converter type furnace | |
| JPH05222425A (en) | Method for treating desulfurization of molten iron and desulfurized slag by calcium aluminate | |
| JP2003193123A (en) | Method for repairing converter lining refractory | |
| JP4016502B2 (en) | Blasting method for suppressing metal adhesion in converter refining furnace | |
| US8506880B2 (en) | Iron bath-type melting furnace | |
| JP2018024911A (en) | Method for melting bullion adhered in ladle in molten iron preliminary treatment | |
| JP4016500B2 (en) | Blasting method for suppressing metal adhesion in converter refining furnace | |
| JP2000096122A (en) | Operation method for restraining sticking of metal in refining furnace | |
| JP2007046116A (en) | Furnace body of converter | |
| JP3733013B2 (en) | Hot metal dephosphorization method | |
| RU2121513C1 (en) | Process of steel treatment in ladle | |
| RU2128714C1 (en) | Method of skull application to converter lining | |
| JP4979209B2 (en) | How to adjust furnace profile | |
| RU2126840C1 (en) | Method of steel melting in converter | |
| RU2125099C1 (en) | Method of steel melting in converter | |
| JPH09279217A (en) | Slag coating method into molten metal vessel | |
| JP2004277797A (en) | Method for controlling thickness of deposit on converter wall |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| A621 | Written request for application examination |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621 Effective date: 20060526 |
|
| A977 | Report on retrieval |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007 Effective date: 20080318 |
|
| A131 | Notification of reasons for refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131 Effective date: 20080325 |
|
| A521 | Written amendment |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20080526 |
|
| A131 | Notification of reasons for refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131 Effective date: 20080715 |
|
| A521 | Written amendment |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20080916 |
|
| A02 | Decision of refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A02 Effective date: 20081104 |
|
| A521 | Written amendment |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20081226 |
|
| A911 | Transfer of reconsideration by examiner before appeal (zenchi) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A911 Effective date: 20090128 |
|
| A912 | Removal of reconsideration by examiner before appeal (zenchi) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A912 Effective date: 20090227 |
|
| A521 | Written amendment |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20110111 |
|
| A01 | Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01 |
|
| A61 | First payment of annual fees (during grant procedure) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61 Effective date: 20110217 |
|
| R150 | Certificate of patent or registration of utility model |
Ref document number: 4689782 Country of ref document: JP Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150 Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20140225 Year of fee payment: 3 |
|
| LAPS | Cancellation because of no payment of annual fees |