JPS61199010A - Iron making method by melt reduction - Google Patents
Iron making method by melt reductionInfo
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- JPS61199010A JPS61199010A JP3931785A JP3931785A JPS61199010A JP S61199010 A JPS61199010 A JP S61199010A JP 3931785 A JP3931785 A JP 3931785A JP 3931785 A JP3931785 A JP 3931785A JP S61199010 A JPS61199010 A JP S61199010A
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Abstract
Description
【発明の詳細な説明】
［産業上の利用分野］
この発明は、鉄鉱石、石炭、石灰及び酸素ガスを炉底の
羽口又は炉体上部から精錬炉内の溶銑中に吹き込み又は
添加して溶銑を得る溶！１！還元製鉄法に関する。[Detailed Description of the Invention] [Industrial Application Field] This invention is a method of blowing or adding iron ore, coal, lime and oxygen gas into hot metal in a smelting furnace through the tuyeres at the bottom of the furnace or the upper part of the furnace body. Melt to get hot metal! 1! Regarding reduction iron manufacturing method.
［従来の技術］
溶融還元製鉄法は、高炉製銑法に代るものであり、高炉
製銑法においては高炉の建設費が高く、広大な敷地が必
要であるという高炉製銑法の欠点を解消すべく、近年に
至り開発されたものである。[Prior art] The smelting reduction ironmaking method is an alternative to the blast furnace ironmaking method, and it overcomes the drawbacks of the blast furnace ironmaking method, such as high construction costs and the need for a large site. It has been developed in recent years to solve this problem.
この溶融還元製鉄法においては、精錬炉内の溶銑中に、
炉底に設けた羽口から予備還元鉱石又は生鉱石並びに粉
末状の石炭及び石灰を吹き込むか又は炉上部から添加し
、更に別の羽口から酸素ガスを溶銑中に吹き込むか又は
それと同時に炉頭部から炉内に挿入されたランスを介し
て溶銑に酸素ガスを吹き付ける。そうすると、石炭が溶
銑中に溶解するとともに、石炭の炭素が酸素ガスによっ
て酸化される。そして、この酸化熱によって鉱石が溶融
するとともに、鉱石が石炭中の炭素によって還元される
。溶銑から発生するＣＯガスは過剰に吹込まれる酸素ガ
スにより２次燃焼されてＣＯ２ガスになる。このＣＯ２
ガスの顕熱は、溶銑上を覆っているフォーミング状の鉄
粒及びスラグに伝達され、次いで、溶銑に戻される。In this smelting reduction ironmaking method, in the hot metal in the smelting furnace,
Pre-reduced ore or raw ore, powdered coal and lime are injected through the tuyere provided at the bottom of the furnace, or added from the top of the furnace, and oxygen gas is blown into the hot metal from another tuyere, or at the same time at the top of the furnace. Oxygen gas is blown onto the hot metal through a lance inserted into the furnace. Then, the coal is dissolved in the hot metal, and the carbon in the coal is oxidized by the oxygen gas. The ore is melted by this oxidation heat, and the ore is reduced by the carbon in the coal. The CO gas generated from the hot metal is subjected to secondary combustion by the oxygen gas injected in excess and becomes CO2 gas. This CO2
The sensible heat of the gas is transferred to the forming iron grains and slag covering the hot metal, and then returned to the hot metal.
［この発明が解決しようとする問題点］しかし、この従
来の溶融還元製鉄法においては、高炉製銑法により製造
された溶銑に比較して、溶銑内の硫黄（Ｓ）１１度が高
いという欠点がある。[Problems to be Solved by the Invention] However, this conventional smelting reduction ironmaking method has the disadvantage that the sulfur (S) content in the hot metal is 11 degrees higher than that of hot metal produced by the blast furnace pig ironmaking method. There is.
例えば、高炉溶銑のＳ濃度が０．０３％であるのに対し
、溶融還元製鉄法により製造された溶銑の組成は、下記
第１表に示す如くである。For example, while the S concentration of blast furnace hot metal is 0.03%, the composition of hot metal produced by the smelting reduction method is as shown in Table 1 below.
第１表 但し、単位は重量％であり、ｔｒ、は微量を意味する。Table 1 However, the unit is weight %, and tr means a trace amount.
このように、溶融還元製鉄法においては、溶銑の硫黄濃
度が０．１５％と高いので、この溶銑を製鋼工場の転炉
で精錬する前に脱硫処理する必要がある。このため、従
来、この溶銑を溶融還元炉から転炉まで運搬する取鋼又
はトーピードカー等の運搬容器中で、溶銑の脱硫処理が
なされている。しかし、この脱硫処理においては、脱硫
ステーションの建設費が高いという問題の他に、脱硫処
理により、溶銑運搬容器内の耐火物が溶損し、耐火物青
白が短いという欠点があり、更に、脱硫処理のために、
時間的ロスがあるとともに、溶銑温度が低下してしまう
。As described above, in the smelting reduction ironmaking method, the sulfur concentration of the hot metal is as high as 0.15%, so it is necessary to desulfurize the hot metal before refining it in the converter of a steelmaking plant. For this reason, conventionally, hot metal is desulfurized in a transport container such as a steel plate or a torpedo car that transports the hot metal from a smelting reduction furnace to a converter. However, in addition to the high cost of constructing a desulfurization station, this desulfurization process also has the disadvantage that the refractory in the hot metal transport container is eroded and the refractory blue-white period is short. for,
There is a time loss and the temperature of the hot metal decreases.
Ｅ問題点を解決するための手段］
この発明は、特別の脱硫ステーションを設置する必要が
なく、脱硫処理のための時間的ロスが生じることなく、
溶銑温度の低下が回避された溶融還元製鉄法を提供する
ことを目的とする。Means for Solving Problem E] This invention eliminates the need to install a special desulfurization station and eliminates time loss for desulfurization treatment.
An object of the present invention is to provide a smelting reduction iron manufacturing method in which a drop in hot metal temperature is avoided.
この発明に係る溶融還元製鉄法は、精錬炉内の溶銑中に
その炉下部に設けた羽口を介し又は炉上部から鉱石、石
炭、石灰及び酸素ガスを溶銑に向けて添加し又は吹き込
んで鉱石を還元精錬する溶融還元製鉄法において、還元
精錬が終了した後、炉下部の羽口を介して、脱硫フラッ
クスをキャリアガスにキャリアさせて炉内の溶銑中に吹
き込み、溶銑を脱硫することを特徴とする。The smelting reduction ironmaking method according to the present invention involves adding ore, coal, lime, and oxygen gas into hot metal in a smelting furnace through tuyeres provided in the lower part of the furnace or from the upper part of the furnace to form ore. In the smelting reduction ironmaking method, which refines iron by reduction, after the reduction refining is completed, desulfurization flux is carried by carrier gas and blown into the hot metal in the furnace through the tuyeres at the bottom of the furnace to desulfurize the hot metal. shall be.
溶融還元製鉄法においては、鉄鉱石等及び酸素ガスの吹
き込みによる還元精錬を約５０分間継続した後、溶銑を
鎮静化し、次いで出銑するため。In the smelting reduction ironmaking process, after reduction refining by blowing iron ore, etc. and oxygen gas continues for about 50 minutes, the hot metal is quenched and then tapped.
約１０分間この原料装入を停止する。そして、羽口３，
４からは溶銑の浸入を防止する程度のガスを流しておき
、この鎮静化が終了した後、溶銑を出銑する。この発明
においては、溶銑鎮静化のための時間を利用し、炉下部
の羽口を介して脱硫フラックスを溶銑内に吹き込み、溶
銑を脱硫するものである。これにより、炉外での脱硫処
理が不要になる。This feedstock charge is stopped for about 10 minutes. And tuyere 3,
From No. 4, a sufficient amount of gas is flowed to prevent the intrusion of hot metal, and after this sedation is completed, the hot metal is tapped. In this invention, desulfurization flux is blown into the hot metal through the tuyeres in the lower part of the furnace to desulfurize the hot metal, using the time for the hot metal to settle down. This eliminates the need for desulfurization treatment outside the furnace.
［実施例］
以下、添附の図面に基いて、この発明の実施例について
説明する。第１図は、この発明の実施例に係る方法の操
業状態を示すグラフ図、第２図はその方法に使用される
精錬炉１を示す。この精錬炉１は、上吹転炉とほぼ同様
の構造を有しているが、炉底に羽口３，４が設けられて
いて炉底から鉄鉱石屋−びガスなどを炉内に吹き込むこ
とができる点が上吹転炉と異なる。[Example] Hereinafter, an example of the present invention will be described based on the attached drawings. FIG. 1 is a graph showing the operating state of a method according to an embodiment of the present invention, and FIG. 2 shows a refining furnace 1 used in the method. This refining furnace 1 has almost the same structure as a top-blown converter, but tuyeres 3 and 4 are provided at the bottom of the furnace to blow iron ore gas, etc. into the furnace from the bottom. It differs from a top-blowing converter in that it can
この精錬炉１の炉体２は、その炉頂が開口しており、炉
底には、多数の羽口３．４が設置されている。羽口３，
４は、例えば、炉底の中心を中心とする４個の同心円上
に夫々複数個配設されている。The furnace body 2 of this refining furnace 1 has an open top, and a large number of tuyeres 3.4 are installed at the bottom of the furnace. Tuyere 3,
A plurality of numerals 4 are arranged, for example, on four concentric circles centered on the center of the hearth bottom.
羽口３からは、粉末状の鉄鉱石、石炭及び石灰が、プロ
セスガスをキャリアガスとして炉内に供給される。この
鉄鉱石は、還元炉において予備還元されたもの又は生の
ままの鉱石である。また、プロセスガスは、工場内にて
生成するガスであるが、精錬炉１にて排出されるガス及
び還元炉における排ガスなどを使用することができる。From the tuyere 3, powdered iron ore, coal, and lime are supplied into the furnace using process gas as a carrier gas. This iron ore is either pre-reduced in a reduction furnace or raw ore. Further, the process gas is a gas generated in a factory, but gas discharged from the refining furnace 1, exhaust gas from a reduction furnace, etc. can be used.
羽口３のうち、石炭及び石灰用の羽口は、窒素ガス又は
アルゴンガスなどのキャリアガスの供給源にも連結する
ことが可能である。このガス供給源と羽口３との間を連
結するパイプ（図示せず）には、脱硫フラックスを貯留
したホッパ（図示せず）が配設されている。これにより
、この羽口３を介して脱硫フラックスをキャリアガスに
キャリアさせてン容銑１０内に吹き込むことができる。Of the tuyeres 3, those for coal and lime can also be connected to a source of carrier gas, such as nitrogen gas or argon gas. A pipe (not shown) connecting this gas supply source and the tuyere 3 is provided with a hopper (not shown) storing desulfurization flux. Thereby, the desulfurization flux can be carried by the carrier gas and blown into the pig iron 10 through the tuyeres 3.
脱硫フラックスは、通常、脱硫処理に使用されているフ
ラックスを使用することができる。一方、羽口４からは
、酸素ガスが炉内に供給される。炉体２の上部には、操
業終了時に炉内のｍ漬を排出するための出湯口５が設け
られており、下部には溶銑を出；易するための出銑口６
が設けられている。出銑口６からは、バルブ７を開にす
ることにより、溶銑が出湯され、出湯口５からは、炉体
２を傾動することにより、溶湯が排出される。炉内の溶
銑１０上には、フォーミング状のスラグ１１が存在し、
このスラグ１１における溶銑１０の近傍の領域には２次
燃煉帯１２が形成される。As the desulfurization flux, a flux normally used for desulfurization treatment can be used. On the other hand, oxygen gas is supplied into the furnace from the tuyere 4. A tap hole 5 is provided at the top of the furnace body 2 for discharging the molten iron in the furnace at the end of operation, and a tap hole 6 is provided at the bottom to easily discharge hot metal.
is provided. Hot metal is tapped from the tap hole 6 by opening the valve 7, and molten metal is discharged from the tap hole 5 by tilting the furnace body 2. Forming slag 11 exists on hot metal 10 in the furnace,
A secondary combustion zone 12 is formed in a region of this slag 11 near the hot metal 10.
炉体２の内径は、例えば、７ｍであり、炉内には、約５
００トンの溶銑が挿入され、溶銑１トン当り２５０都の
スラグが形成される。炉内には、周囲を耐火物で被覆し
たランス８がその下部をスラグ１１内に浸漬させて挿入
されている。このランス８には、酸素ガスが供給され、
その下端の吐出口から酸素ガスが溶銑１０に向けて吐出
される。このランス８は、炉の中心部にその長手方向を
鉛直にして設置される。The inner diameter of the furnace body 2 is, for example, 7 m, and the inside diameter of the furnace is approximately 5 m.
00 tons of hot metal is inserted, and 250 tons of slag is formed per ton of hot metal. A lance 8 whose periphery is covered with a refractory material is inserted into the furnace with its lower part immersed in the slag 11. This lance 8 is supplied with oxygen gas,
Oxygen gas is discharged toward the hot metal 10 from the discharge port at the lower end. This lance 8 is installed in the center of the furnace with its longitudinal direction being vertical.
このように構成される装置を使用して、鉱石を溶融還元
する場合は、先ず、第１図に示すように、種湯として、
約３００トンの溶銑を精錬炉１内に挿入する。次いで、
羽口４を介して酸素ガスを６００００乃至７０００ＯＮ
ｍ３／／時の流量で炉内に供給し、溶銑１０内に酸素ガ
スを吹ぎ込む。そして、粒径が０．５１１ｒｌＲ以下に
なるように破砕された鉄鉱石を、２８８トン／時（４，
８ｉ−２７分）の速度で、プロセスガスをキャリアガス
として羽口３を介して溶銑１０内に吹き込む。この粉状
の鉄鉱石の供給と同時に、粉状の生石灰及び石炭を夫々
１時間当り２３．４トン及び１６５トンの速度（夫々、
毎分０．３９トン及び２．７５トン）で、プロセスガス
をキャリアガスとして羽口３を介して溶銑１０に吹き込
む。一方、ランス８を介して酸素ガスを約４８００ＯＮ
ｍ３／時の速度で溶銑に向けて噴出させる。When melting ore is reduced using a device configured as described above, first, as shown in Fig. 1, a seed water is prepared.
Approximately 300 tons of hot metal is inserted into the refining furnace 1. Then,
60,000 to 7,000 ON of oxygen gas through tuyere 4
Oxygen gas is supplied into the furnace at a flow rate of m3/hour, and oxygen gas is blown into the hot metal 10. Then, 288 tons/hour (4,
The process gas is blown into the hot metal 10 through the tuyeres 3 as a carrier gas at a rate of 8i-27 minutes). At the same time as this powdered iron ore is supplied, powdered quicklime and coal are fed at a rate of 23.4 tons and 165 tons per hour, respectively.
The process gas is blown into the hot metal 10 through the tuyere 3 as a carrier gas at a rate of 0.39 tons and 2.75 tons per minute. On the other hand, approximately 4800ON of oxygen gas is supplied via lance 8.
It is ejected towards the hot metal at a rate of m3/h.
そうすると、石炭は溶銑１０内に溶解し、酸素ガスによ
って酸化され、ＣＯガスが発生する。鉄鉱石は溶解した
炭素によって還元され、溶銑１０の量がしだいに増大す
るとともにＣＯガスが発生する。Then, the coal is dissolved in the hot metal 10, oxidized by oxygen gas, and CO gas is generated. The iron ore is reduced by the dissolved carbon, and as the amount of hot metal 10 gradually increases, CO gas is generated.
このようにして発生したＣＯガスはランス８から吹き込
まれている酸素ガスによって２次燃焼され、ＣＯ２ガス
が発生する。このＣＯ２ガスは極めて大きな顕熱を有し
ており、このＣＯ２ガスが溶銑上のフォーミング状スラ
グを通過して上昇する間に、その顕熱が鉄粒及びスラグ
粒に伝達される。The CO gas thus generated is subjected to secondary combustion by the oxygen gas blown from the lance 8, and CO2 gas is generated. This CO2 gas has extremely large sensible heat, and while this CO2 gas passes through the forming slag on the hot metal and rises, the sensible heat is transferred to the iron grains and the slag grains.
このような鉄粒及びスラグ粒は対流していてこれらが溶
銑１０に戻ることにより、ＣＯ２ガスの顕熱が溶銑１０
に返還される。These iron particles and slag particles are convected and return to the hot metal 10, so that the sensible heat of the CO2 gas is transferred to the hot metal 10.
will be returned to.
このようにして、鉄鉱石を精錬することにより、精錬炉
１内の溶銑１０は１時間で約５００）−ンに増加する。By refining the iron ore in this manner, the amount of hot metal 10 in the refining furnace 1 increases to about 500 tons per hour.
そうすると、酸素ガス及び鉄鉱石等の吹き込みを停止し
、石炭及び石灰用の羽口３を介して、脱硫フラックスを
窒素ガス又はアルゴンガスにキャリアさせて、溶銑１０
内に吹き込む。この脱硫フラックスの吹き込み及び溶銑
の鎮静化が終了した後、バルブ７を開にして、出銑口６
から溶銑を約２００トン出銑する。この出銑が終了した
後、酸素ガス及び鉄鉱石の吹き込みを再開し、精錬を再
度開始する。このような操作を繰返し、例えば、２００
時間に亘り鉄鉱石を連続ＩＩ錬する。精錬終了後、炉体
２を傾動させて、出湯口５から残存している溶銑１０を
排出する。Then, the blowing of oxygen gas and iron ore, etc. is stopped, and the desulfurization flux is carried by nitrogen gas or argon gas through the tuyere 3 for coal and lime, and the hot metal 10
Blow inside. After the blowing of the desulfurization flux and the calming of the hot metal are completed, the valve 7 is opened and the tap hole 6 is opened.
Approximately 200 tons of hot metal will be tapped. After this tapping is completed, the injection of oxygen gas and iron ore is restarted, and refining is restarted. Repeat this operation, for example, 200
Continuously smelt iron ore over time. After the refining is completed, the furnace body 2 is tilted and the remaining hot metal 10 is discharged from the tapping port 5.
次に、この発明方法により、１時間当り２００トンの溶
銑を生産した場合の実施例について説明する。先ず、新
炉のスタート時の第１の実施例について説明する。Next, an example will be described in which 200 tons of hot metal is produced per hour by the method of this invention. First, a first example at the time of starting a new furnace will be described.
第２表は、溶銑脱硫処理前後の溶銑組成を示し、第３表
は同じくそのスラグ組成を示す。また、第４表はＣａＯ
／Ｓ ｉ ０２比及び硫黄分配比を示す。Table 2 shows the hot metal composition before and after the hot metal desulfurization treatment, and Table 3 also shows the slag composition. In addition, Table 4 shows CaO
/S i 02 ratio and sulfur distribution ratio are shown.
第２表
第３表
第４表
但し、第２表及び第３表において、単位は重量％であり
、ｔｒ、は微口を意味する。１ｌ１２硫処理前及び処理
後の溶銑温度は夫々１５００’Ｃ及び１４９６°Ｃであ
り、温度低下はほとんど起きていない。スラグ−は、処
理前が１２２．６トンであり、処理後が１３０トンであ
る。Table 2 Table 3 Table 4 However, in Tables 2 and 3, the unit is % by weight, and tr means micro-portion. The hot metal temperatures before and after the 1l12 sulfur treatment were 1500'C and 1496°C, respectively, with almost no temperature decrease. The slag weighs 122.6 tons before treatment and 130 tons after treatment.
斬炉のスタート時においては、種湯として、溶銑を３１
５トン炉内に装入し、鉄鉱石等及び酸素ガスを溶銑に吹
き込んで還元精錬し、溶銑を５１５トン溶製する。次い
で、この溶銑に対し、粉状の脱硫フラックスをキャリア
ガスにキャリアさせて溶銑に吹き込み、溶銑を１ｌ１２
′６Ｎする。脱硫フラックスはＣａＯを主体とする粉体
である。７．３トンの１１５２硫フランクスを、石炭と
生石灰の合計吹込み速度を３．１５トン／分にして、２
．３分で吹込んだ。At the start of Zanro, hot metal is heated at 31° C. as a seed bath.
It is charged into a 5-ton furnace, and iron ore, etc. and oxygen gas are blown into the hot metal for reduction refining, producing 515 tons of hot metal. Next, powdered desulfurization flux is carried in a carrier gas and blown into the hot metal to reduce the amount of hot metal to 1l12.
'6N. Desulfurization flux is a powder mainly composed of CaO. 7.3 tons of 1152 sulfur franks were mixed with 2
．． I blew it in 3 minutes.
この第１実施例においては、脱硫処理前の硫黄濃度［Ｓ
］＋が０．１５％、脱硫処理後の硫黄濃度［Ｓ］Ｆが０
．０２％であり、従って、その脱硫効率は約８０％であ
る。脱硫フラックスを粉体インジェクション法により、
溶銑に添加する場合は、脱硫フラックスと溶銑との混合
攪拌が強いので、脱硫速度はＣａＯ中のＳの拡散律速と
考えられる。この場合は、下記（１）式が成立する。In this first embodiment, the sulfur concentration [S
] + is 0.15%, sulfur concentration [S]F after desulfurization treatment is 0
．． 02%, so its desulfurization efficiency is about 80%. Desulfurization flux is applied by powder injection method.
When it is added to hot metal, the desulfurization flux and hot metal are strongly mixed and stirred, so the desulfurization rate is considered to be rate-determined by the diffusion of S in CaO. In this case, the following formula (1) holds true.
［Ｓ コ Ｉ−［８］Ｆ＝ β Ｍ
・・・ ・・・ （１）但し、βは定数で
、脱硫フラックスが生石灰であるときは、０．０２１７
であり、Ｍはこの生石灰の添加原単位（溶銑１トン当り
の量［Ａ１ｆｆ］）である。従って、この式から、５１
５トンの溶銑の硫黄濃度を０．１５％から０．０２％に
脱硫するのに必要な脱硫フラックスの量は、７．３１〜
ン（溶銑５１５トン）になり、この値は実操業における
値とよく一致する。[S co I-[8]F= β M
... ... (1) However, β is a constant, and when the desulfurization flux is quicklime, it is 0.0217
, and M is the unit of addition of this quicklime (amount per ton of hot metal [A1ff]). Therefore, from this formula, 51
The amount of desulfurization flux required to desulfurize the sulfur concentration of 5 tons of hot metal from 0.15% to 0.02% is 7.31~
(515 tons of hot metal), and this value agrees well with the value in actual operation.
この発明によれば、鎮静化のための時間の前半の２．３
分を使用して脱硫処理することができ、次いで、残りの
時間を使用して溶銑を更に鎮静化するとともに、約５分
間で溶銑を出銑する。ちなみに、トーピードカーにて、
溶銑に１１１２ｔｔｉフラツクスを吹き込む場合は、ラ
ンス１本当り、最大でも約１５０７（ｇ／分であるので
、この発明における脱硫処理においては、トーピード脱
硫の約２０倍の処理能力を有していることになる。なお
、石灰及び石炭吹き込み用の羽口３の他に、鉄鉱石吹き
込み用の羽口３を使用して脱硫フラックスを溶銑に添加
してもよい。これにより、脱硫時間を一層短縮すること
ができる。According to this invention, the first half of the time for sedation is 2.3
Minutes can be used to desulfurize the hot metal, and then the remaining time is used to further sedify the hot metal and approximately 5 minutes to tap the hot metal. By the way, at Torpedo Car,
When blowing 1112tti flux into hot metal, the maximum flux per lance is about 1507 g/min, so the desulfurization treatment in this invention has a processing capacity about 20 times that of torpedo desulfurization. In addition, in addition to the tuyere 3 for blowing lime and coal, desulfurization flux may be added to the hot metal using the tuyere 3 for blowing iron ore.This allows the desulfurization time to be further shortened. I can do it.
次に、この発明の第２の実施例について説明する。この
第２の実施例は、定常操業の場合、つまり２００トンの
出銑を繰り返している場合のものである。第５表は、溶
銑脱硫処理前後の溶銑組成を示し、第６表は同じくその
スラグ組成を示す。Next, a second embodiment of the invention will be described. This second example is for a case of steady operation, that is, a case where 200 tons of pig iron is repeatedly tapped. Table 5 shows the hot metal composition before and after the hot metal desulfurization treatment, and Table 6 also shows the slag composition.
また、第７表はＣａＯ／Ｓ ｉ ０２比及び硫黄分配比
を示す。Table 7 also shows the CaO/S i 02 ratio and the sulfur distribution ratio.
第５表
第７表
ＣａＯ／Ｓ ｉ ０２１ （Ｓ） ／ ［Ｓ］ １ニー
、−−−一−１，−−−−一一、−−一−斗−、、、、
−、、−−−−−−１□、処理後１ １．４８
・ ５０．５ １脱硫処理前及び処理後の溶
銑温度は夫々１５００℃及び１４９６℃であり、１度低
下はほとんど起ぎていない。スラブ量は、処理前が４７
．６ｔ−ンであり、処理後が５０．５トンである。Table 5 Table 7 CaO/S i 021 (S) / [S] 1 Knee, ---1-1, ---11, --1-Doo-,,,
-,,------1□, after treatment 1 1.48
- 50.5 1 The hot metal temperature before and after desulfurization treatment was 1500°C and 1496°C, respectively, and there was almost no decrease of 1 degree. The amount of slab before treatment is 47
．． The weight after treatment is 50.5 tons.
前回の出銑後、炉内に残留する溶銑は３１５トンであり
、この溶銑の硫黄濃度［Ｓ］は０．０２％である。そし
て、この溶銑を種湯として還元精錬することにより、５
０分間で５１５トンの溶銑が得られる。このようにして
得られた溶銑の硫黄１［は０．０７％であり、脱硫処理
後の硫黄濃度は０．０２％である。この脱硫処理におい
て必要な脱硫フラックスの量は、５１５トンの溶銑に対
し３６７トンであった。この値も前記（１）式により得
られる値とよく一致する。また、脱硫フラックスの吹き
込み速度は３．１５トン／分であるから、吹き込み時間
は１．２分となる。従って、溶銑中への鉄鉱石等及び酸
素ガスの吹き込みを停止している時間（１０分）のうち
、脱硫処理に１．２分、鎮静化に３．８分、及び出銑に
５分費やされることになる。After the previous tapping, the amount of hot metal remaining in the furnace is 315 tons, and the sulfur concentration [S] of this hot metal is 0.02%. Then, by reducing and refining this hot metal as a seed water, 5
515 tons of hot metal can be obtained in 0 minutes. The sulfur 1[ of the hot metal thus obtained is 0.07%, and the sulfur concentration after desulfurization treatment is 0.02%. The amount of desulfurization flux required in this desulfurization treatment was 367 tons for 515 tons of hot metal. This value also agrees well with the value obtained from equation (1) above. Furthermore, since the desulfurization flux blowing speed is 3.15 tons/min, the blowing time is 1.2 minutes. Therefore, of the time (10 minutes) during which the injection of iron ore, etc. and oxygen gas into the hot metal is stopped, 1.2 minutes are spent on desulfurization treatment, 3.8 minutes on sedation, and 5 minutes on tapping. It will be.
［発明の効果］
この発明によれば、溶融還元炉内において、出銑に先立
つ溶銑鎮静化のための時間を利用して溶銑を脱硫する。[Effects of the Invention] According to the present invention, the hot metal is desulfurized in the smelting reduction furnace using the time for the hot metal to settle down prior to tapping.
従って、炉外での脱硫が不要であるので、高コストの脱
硫ステーションを建設する必要がない他、時間的ロス及
び溶銑の温度低下を回避することができる。このため、
製銑プロセス及び製鋼プロセスの整合性を高めることが
可能になる。Therefore, desulfurization outside the furnace is not required, so there is no need to construct an expensive desulfurization station, and time loss and temperature drop of the hot metal can be avoided. For this reason,
It becomes possible to improve the consistency of the pig iron making process and the steel making process.
第１図は、この発明の実施例に係る方法の操業状態を示
すグラフ図、第２図はその実施に使用する装置の断面図
である。FIG. 1 is a graph showing the operating state of a method according to an embodiment of the present invention, and FIG. 2 is a sectional view of an apparatus used for carrying out the method.
Claims (1)
炉上部から鉱石、石炭、石灰及び酸素ガスを溶銑に向け
て添加し又は吹き込んで鉱石を還元精錬する溶融還元製
鉄法において、還元精錬が終了した後、炉下部の羽口を
介して、脱硫フラックスをキャリアガスにキャリアさせ
て炉内の溶銑中に吹き込み、溶銑を脱硫することを特徴
とする溶融還元製鉄法。In the smelting reduction ironmaking process, ore is reduced and refined by adding or blowing ore, coal, lime, and oxygen gas into the hot metal in a smelting furnace through tuyere provided at the bottom of the furnace or from the top of the furnace. After reduction refining is completed, a smelting reduction ironmaking method is characterized in that desulfurization flux is carried by a carrier gas and blown into the hot metal in the furnace through the tuyere in the lower part of the furnace to desulfurize the hot metal.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP3931785A JPS61199010A (en) | 1985-02-28 | 1985-02-28 | Iron making method by melt reduction |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP3931785A JPS61199010A (en) | 1985-02-28 | 1985-02-28 | Iron making method by melt reduction |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS61199010A true JPS61199010A (en) | 1986-09-03 |
| JPS646242B2 JPS646242B2 (en) | 1989-02-02 |
Family
ID=12549731
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP3931785A Granted JPS61199010A (en) | 1985-02-28 | 1985-02-28 | Iron making method by melt reduction |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS61199010A (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AT390804B (en) * | 1988-09-27 | 1990-07-10 | Voest Alpine Ind Anlagen | METHOD FOR THE CONTINUOUS MELTING OF SCRAP AND / OR PIG IRON, AND DEVICE FOR CARRYING OUT THIS METHOD |
| JP2001158906A (en) * | 1999-09-27 | 2001-06-12 | Technological Resources Pty Ltd | Direct smelting method |
-
1985
- 1985-02-28 JP JP3931785A patent/JPS61199010A/en active Granted
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AT390804B (en) * | 1988-09-27 | 1990-07-10 | Voest Alpine Ind Anlagen | METHOD FOR THE CONTINUOUS MELTING OF SCRAP AND / OR PIG IRON, AND DEVICE FOR CARRYING OUT THIS METHOD |
| JP2001158906A (en) * | 1999-09-27 | 2001-06-12 | Technological Resources Pty Ltd | Direct smelting method |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS646242B2 (en) | 1989-02-02 |
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