WO2013057927A1 - 粉体吹込みランスおよびその粉体吹込みランスを用いた溶融鉄の精錬方法 - Google Patents

粉体吹込みランスおよびその粉体吹込みランスを用いた溶融鉄の精錬方法 Download PDF

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WO2013057927A1
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奥山 悟郎
菊池 直樹
内田 祐一
幸雄 ▲高▼橋
新吾 佐藤
憲治 中瀬
恵太 田
三木 祐司
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Jfeスチール株式会社
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Definitions

  • the present invention relates to a powder blowing lance provided with a burner function, a molten iron refining method and a smelting reduction method using the powder blowing lance.
  • the heat source for melting the cold iron source is mainly sensible heat of the hot metal and the combustion heat of carbon and silicon in the hot metal. For this reason, in this steel manufacturing process, a large amount of cold iron sources cannot be dissolved originally.
  • the preliminary dephosphorization treatment is performed on the hot metal, and the temperature of the hot metal decreases with the addition of this treatment step. Furthermore, the carbon and silicon in the hot metal are oxidized by the preliminary dephosphorization treatment and their concentration is reduced, which is a disadvantageous factor for dissolving the cold iron source.
  • the hot metal preliminary dephosphorization treatment is a step of removing phosphorus in the hot metal to some extent by performing dephosphorization treatment in advance in the hot metal stage before decarburization and refining treatment in the converter.
  • dephosphorization treatment in advance in the hot metal stage before decarburization and refining treatment in the converter.
  • oxidative refining treatment such as dephosphorization treatment is performed on molten steel after decarburization treatment has been performed on molten iron.
  • Patent Document 1 a carbon source is added to generated slag during preliminary dephosphorization treatment, an oxygen source is blown into the slag, the carbon source is combusted, and the combustion heat from the combustion is attached to the hot metal.
  • a method of heating has been proposed.
  • Patent Document 2 carbon monoxide (CO) generated in a converter and oxygen blown by a lance are burned on a bath surface of a molten metal (so-called secondary combustion), and the combustion heat is converted into molten iron.
  • secondary combustion a molten metal
  • the dephosphorization treatment of hot metal the elution of fluorine from the slag generated at that time is a problem, and the dephosphorization treatment should be performed efficiently without using a fluorination source such as fluorite. Is desired.
  • Patent Document 3 describes that in a top bottom blowing converter, mixed powder of CaO and Al 2 O 3 is sprayed from the top blowing lance to the hot metal, and stirring gas is blown from the furnace bottom to stir the hot metal. A method of performing a dephosphorization process is disclosed.
  • Patent Document 4 discloses a method for increasing the hatchability of flux in order to improve metallurgical reaction characteristics such as dephosphorization.
  • a fuel gas such as natural gas and a flux such as quicklime are supplied from the top blowing lance, and the flux is supplied to the molten iron in a molten state by passing through the combustion flame of the fuel gas. Is possible.
  • Patent Documents 5 and 6 for the purpose of improving the efficiency of the metallurgical reaction, in order to promote hatching of slag, a burner function is given to the upper blowing lance, and a dephosphorizing agent is ejected from the central hole of the burner. And heating and adding methods are disclosed.
  • molten iron such as hot metal can be accommodated in a reaction vessel having a smaller free board than a converter, such as a topped car or a ladle, for transportation to the converter.
  • a free board is relatively large and has a length of 2.0 to 5.0 m in consideration of the influence of splash generated by the decarburization processing.
  • the aforementioned reaction vessel has a free board of 0.8 to 2.2 m.
  • oxidation refining treatment such as dephosphorization treatment is performed on molten iron even in a reaction vessel having a relatively small free board.
  • Patent Document 1 does not particularly take into consideration the positional relationship between the reaction vessel and the upper blowing lance in such a case.
  • Patent Document 3 Although the melting point of CaO is lowered by Al 2 O 3 to be added and the hatching of CaO can be promoted, the concentration of Al 2 O 3 in the slag is increased. This leads to wear and tear of the product, and there is a concern that the cost will increase, and the dephosphorization rate will decrease.
  • Patent Document 4 when performing an oxidation refining process in a converter using an upper blowing lance, the height of the upper blowing lance may vary during the blowing. When the top blowing lance height fluctuates, the flame length and the lance height are greatly different. As a result, it is considered that the powdery refining agent does not effectively heat.
  • Patent Document 4 relates to blowing in a converter using an upper blowing lance, and does not relate to blowing in a reaction vessel having a relatively small free board.
  • oxidation refining treatment of molten iron for example, dephosphorization treatment
  • the reaction vessel has a smaller free board than the converter, and in Patent Document 4, heat from the burner flame is effectively applied to the powder refining agent. It is possible not to. Further, it is predicted that the combustion is not completed within the lance height, and the unburned fuel gas reaches the molten iron bath surface and the decomposition reaction of the combustion gas occurs. This decomposition reaction is an endothermic reaction, and it is usually a very disadvantageous factor for oxidation refining treatment such as dephosphorization treatment from the viewpoint of heat arrival on the powdery refining agent.
  • an upper blowing lance having a quadruple pipe or a five-pipe structure is used and a dephosphorizing agent or the like is conveyed by oxygen gas.
  • Reactive powder containing cannot be blown.
  • the blowing amount and the flow rate of propane are low, and a sufficient effect cannot be expected to reduce the hot metal mixing ratio.
  • an object of the present invention is to provide a powder blowing lance that can efficiently impart (heat) the combustion heat of the burner to the molten iron without the above-described problems, and to advantageously reduce the hot metal blending ratio, and the blowing thereof.
  • the present inventors propose a method for refining molten iron using a lance and a method for reducing metal melt.
  • Another object of the present invention is to use a powder blowing lance (upper blowing lance) having a burner function, and to form a burner flame at the lower end of the powder blowing lance (upper blowing lance).
  • Oxidative refining treatment such as preliminary dephosphorization treatment and decarburization refining by spraying the powdered refining agent through the lance (top blowing lance) with this flame and spraying it on the molten iron to which the cold iron source is added.
  • Another object of the present invention is to use a powder blowing lance (upper blowing lance) having a burner function, and to form a burner flame at the lower end of the powder blowing lance (upper blowing lance).
  • the powdered smelting agent is heated by this flame through a lance lance (top blowing lance) and sprayed to the molten iron in the reaction vessel with a relatively small freeboard to perform oxidation refining treatment such as dephosphorization treatment.
  • the powdered refining agent is efficiently heated to provide a molten iron refining method capable of increasing the heat margin of the molten iron in the reaction vessel.
  • a refining oxygen gas injection nozzle having a plurality of injection openings that are arranged at intervals along a circular orbit and inject oxygen gas into an iron bath accommodated in a reaction vessel, and a central axis of the circular orbit
  • a burner nozzle having an axial core that is coaxial with the refining oxygen gas blowing nozzle and forming a flame inside the refining oxygen gas blowing nozzle, and having a blowing opening for blowing the powder heat-heated by the flame into the iron bath
  • a powder blowing lance provided with a burner function, wherein the index A indicating the positional relationship between the scouring oxygen gas blowing nozzle and the burner nozzle satisfies the following conditions: Body blowing lance.
  • A 1.7 (R ⁇ r ⁇ d / 2) / L + tan ( ⁇ 12 °) ⁇ 0.0524> 0
  • R Radius (mm) of pitch circle of oxygen gas blowing nozzle for scouring r: Opening radius of the burner nozzle (mm) d: Diameter of scouring oxygen nozzle (mm) ⁇ : Angle (inclination) (°) between the axis of scouring oxygen and the center axis of the circular trajectory
  • L Lance height (mm) (2)
  • the powder blowing lance provided with a burner function, wherein the powder blowing lance described in (1) is an upper blowing lance for refining used for dephosphorization blowing or decarburization blowing. .
  • an upper blowing lance having separately a powdery refining agent supply channel, a fuel gas supply channel, an oxidizing gas supply channel for combustion of fuel gas, and an oxidizing gas supply channel for refining
  • the fuel gas is supplied from the fuel gas supply channel and the combustion oxidizing gas is supplied from the combustion oxidizing gas supply channel toward the bath surface of the molten iron accommodated in the converter.
  • Supplying the powdery refining agent from the powdery refining agent supply flow path supplying the refining oxidizing gas while spraying the powdery refining agent toward the molten iron bath surface while heating with the flame.
  • a method for refining molten iron that supplies oxidizing gas for refining toward a bath surface of molten iron from a flow path,
  • the free board of the converter is 2.0 to 5.0 m
  • the powder blowing lance provided with the burner function described in (1) above is used as the upper blowing lance for the fuel gas and the oxidizing gas for combustion.
  • a method for refining molten iron characterized in that the flame is formed while satisfying the following formula (1) for a flow rate ratio.
  • G Combustion oxidizing gas supply rate (Nm 3 / min)
  • F Fuel gas supply rate (Nm 3 / min)
  • G / F) st The ratio of the stoichiometric coefficient between the fuel gas and the oxidizing gas required for complete combustion of the fuel gas.
  • the combustion oxidizing gas supply rate G is adjusted so that the discharge flow velocity V G of the combustion oxidizing gas satisfies the following expression (2): Of refining molten iron.
  • the powdery refining agent includes at least one of iron oxide, a lime-based solvent, and a combustible substance, and the powdery refining agent is directed to a molten iron bath surface together with an inert gas.
  • the method for refining molten iron according to (5) or (6) above, wherein the molten iron to which the cold iron source is added is subjected to oxidative refining treatment.
  • a method for refining molten iron to be supplied When the freeboard of the reaction vessel is 0.5 to 2.0 m, the powder blowing lance provided with the burner function described in the above (1) is used as the upper blowing lance for the fuel gas and the oxidizing gas for combustion.
  • G Combustion oxidizing gas supply rate (Nm 3 / min)
  • F Fuel gas supply rate (Nm 3 / min)
  • G / F) st Ratio of the stoichiometric coefficient between the fuel gas and the combustion oxidizing gas necessary for complete combustion of the fuel gas.
  • the combustion oxidizing gas supply rate G is adjusted so that the combustion oxidizing gas discharge flow rate satisfies the following expression (4): Refining method.
  • V G discharge velocity of combustion oxidizing gas (Nm / sec)
  • C Sound velocity (Nm / sec).
  • the above (9) or (10) is characterized in that the molten iron is hot metal, and the refining of molten iron performed by supplying the oxidizing gas for refining is dephosphorization of the hot metal.
  • the molten iron refining method as described.
  • the powder blowing lance provided with the burner function having the above-described structure since the heat receiving efficiency to the molten iron is improved, as an upper blowing lance for refining used for dephosphorization blowing or decarburization blowing By using it, scrap can be used in large quantities, and the hot metal blending ratio can be greatly reduced.
  • the amount of carbon material used can be reduced by improving the heat receiving efficiency, and the amount of CO 2 emission can be reduced.
  • one or two kinds of fuels for the burner nozzle such as gas fuel such as propane gas and C gas, liquid fuel such as heavy oil, and solid fuel such as plastic, etc.
  • gas fuel such as propane gas and C gas
  • liquid fuel such as heavy oil
  • solid fuel such as plastic
  • one or more of metal oxide and oxide-based ore are passed through the burner nozzle of the powder blowing lance.
  • the molten metal can be melted and reduced by blowing powdery auxiliary materials.
  • the fuel gas supplied from the fuel gas supply flow path of the upper blowing lance for forming the burner flame below the tip thereof, and the combustion gas supplied from the combustion oxidizing gas supply flow path The flow rate ratio with the oxidizing gas is controlled to be within a predetermined range with respect to the ratio of the stoichiometric coefficient between the fuel gas and the oxidizing gas for combustion required for complete combustion of the fuel gas. Therefore, the ratio (l / L) between the top blowing lance height L (m) and the flame length l (m) can be set to 0.8 or more and 1.2 or less.
  • the heat of the flame can be effectively transferred to the powdery smelting agent supplied from the top blowing lance, so that the heated powdery smelting agent improves the thermal margin of the molten iron.
  • the powdery smelting agent supplied from the top blowing lance, so that the heated powdery smelting agent improves the thermal margin of the molten iron.
  • FIG. 1 is a view showing a state in which a powder blowing lance according to the first embodiment of the present invention is installed in a converter type refining equipment.
  • FIGS. 2A and 2B are diagrams schematically showing a specific structure of the powder blowing lance according to the first embodiment of the present invention.
  • FIG. 3 is a diagram showing the relationship between the powder temperature and the A value according to the first embodiment of the present invention.
  • FIG. 4 is a schematic cross-sectional view showing a converter facility used when carrying out the second embodiment of the present invention.
  • FIG. 5 is a schematic enlarged longitudinal sectional view of an upper blowing lance used when carrying out the second embodiment of the present invention.
  • FIG. 6 is a graph showing the relationship between the flow rate ratio between propane gas and combustion oxygen gas and the flame length index when implementing the second embodiment of the present invention.
  • FIG. 8 is a schematic cross-sectional view showing a refining equipment used when carrying out the third embodiment of the present invention.
  • FIG. 9 is a schematic enlarged longitudinal sectional view of an upper blowing lance used when carrying out the third embodiment of the present invention.
  • FIG. 10 is a graph showing the relationship between the flow rate ratio between propane gas and combustion oxygen gas and the flame length index when implementing the third embodiment of the present invention.
  • FIG. 1 is a view showing a state where a powder blowing lance according to the present invention is installed in a converter type refining facility
  • FIGS. 2 (a) and 2 (b) are front end portions of the powder blowing lance according to the present invention. It is the figure which expanded and showed the cross section of.
  • the reaction vessel includes, for example, an iron bath type refining furnace.
  • Numeral 1 in the figure is a furnace body.
  • the furnace body 1 is composed of an iron skin 1a that forms a skeleton of the furnace body 1, and a refractory layer 1b that is constructed inside the iron skin 1a.
  • Reference numeral 2 is provided at the bottom of the furnace body 1, and a bottom blowing tuyere 3 for stirring an iron bath by blowing an inert gas such as Ar gas during refining is housed in the furnace body 1.
  • Molten iron, 4 is a slag that floats on the molten iron, and 5 is a powder blowing lance (upper blowing lance) that is arranged in a standing posture with its tip directed downward.
  • a feed pipe 6 for supplying refining oxygen gas, a feed pipe 7 for supplying combustion oxygen gas, a feed pipe 8 for supplying fuel gas, and powder are supplied.
  • the feed pipes 9 are connected to each other.
  • reference numeral 10 denotes a powder blown from the upper blowing lance 5
  • 11 denotes a flame formed by combustion of fuel
  • 12 denotes a refining oxygen gas blown together with the powder 10.
  • the powder blowing lance 5 includes a lance main body 5a and a nozzle portion 5b integrally connected to the tip of the lance main body 5a. ing.
  • Lance body 5a includes an outer tube 5a 1 having a cooling water circulation path m, consisting of the inner tube 5a 2 which is concentrically arranged to form a blowing path refining oxygen gas to the inside of the outer tube 5a 1.
  • the nozzle portion 5b, and the refining oxygen gas blowing nozzle 5b 1 for blowing oxygen gas into the iron bath contained in the furnace body 1 is provided with the burner nozzle 5b 2, the powder 10, the inner It is blown with carrier gas such as an inert gas through passages formed in the innermost tube 5a 2.
  • the pipe bodies 5a 3 and 5a 4 for forming a path for supplying the oxidizing gas for combustion and a path for supplying the fuel may be appropriately concentrically arranged. it can.
  • pipe 5a 4 located innermost forms a feeding path of the powder.
  • the refining oxygen gas injection nozzle 5b 1 includes a plurality of injection openings e that are arranged at intervals along the circular track K (see FIG. 2B) and connect to the refining oxygen gas injection path. ing.
  • the burner nozzle 5b 2 has the axis J to become the center axis K 1 and coaxial circular path K, form a flame 11 inside the radial direction of the ejection openings e of the refining oxygen gas blowing nozzle 5b 1
  • an ejection opening f is provided for blowing the powder 10 that has been heated by the flame 11 into the iron bath.
  • the circular trajectory K is displayed as a virtual line, and when the axis of the ejection opening e is on the circular trajectory K, the circular trajectory K is referred to as a pitch circle of the ejection opening e. .
  • the radius of the pitch circle in the ejection opening e of the scouring oxygen gas blowing nozzle 5b 1 is R (mm)
  • the radius of the ejection opening f of the burner nozzle 5b 2 is r (mm)
  • the scouring oxygen nozzle 5b 1 has a radius of r (mm).
  • the powder (size: ⁇ 75 mm) using various top blowing lances having the conditions shown in Table 1 provided with a burner function capable of supplying the powder from the center to the upper part of the vertical tubular furnace.
  • the temperature of the powder applied to the blowing was measured using a radiation thermometer.
  • the powder as an auxiliary material is efficiently heated by the flame of the burner.
  • the A value is preferably 0.20 as the upper limit from the viewpoint of preventing the refractory from melting due to secondary combustion of the refining oxygen gas.
  • the lance height L is set to about 2000 to 5000 mm in the converter operation.
  • a reaction vessel having a free board of 0.5 to 2 m it is set to 500 to 2000 mm.
  • molten iron produced in hot metal production equipment such as a blast furnace (molten iron used in the dephosphorization process) or dephosphorized molten iron that has undergone the dephosphorization process is preferable.
  • gaseous fuel such as propane gas and C gas
  • liquid fuel such as heavy oil
  • solid fuel such as plastic
  • the metal oxide or oxide-based ore refers to iron ore, sintered powder, chromium ore, mangangan ore, ironmaking dust, and the like.
  • the lance having the structure shown in FIG. 2 is used, and the composition shown in Table 2 is obtained in the top bottom blowing converter as shown in FIG.
  • the resulting hot metal was charged together with iron scrap and dephosphorized under the conditions shown in Table 3.
  • the amount of iron scrap charged is adjusted so that the dephosphorization end temperature is 1400 ° C., and quick lime has the basicity of slag in the furnace (mass% CaO / mass% SiO 2 ). The amount added was adjusted to 2.5.
  • the amount of iron scrap charged was adjusted so that the decarburization end temperature was 1680 ° C. and the carbon concentration was 0.05 mass%.
  • the addition amount of quicklime was adjusted so that the basicity (mass% CaO / mass% SiO 2 ) of the slag in the furnace would be 3.5.
  • the temperature was raised until the hot metal temperature reached 1600 ° C.
  • the hot metal temperature reached 1600 ° C.
  • supply of chromium ore powder from the top blowing lance was started, and smelting reduction blowing was performed.
  • the supply of propane gas and oxygen gas from the burner from the top blowing lance was started simultaneously with the start of smelting reduction blowing.
  • the second embodiment of the present invention is directed to an oxidation refining process performed by supplying a refining oxidizing gas from an upper blowing lance to hot metal accommodated in a converter.
  • this oxidative refining treatment hot metal preliminary dephosphorization treatment and hot metal decarburization refining treatment are currently carried out, and the present invention can be applied to either oxidation refining treatment.
  • the present invention is applied to hot metal decarburization and refining, even if the present invention is applied to hot metal that has been subjected to preliminary dephosphorization, the present invention is applied to hot metal that has not been subjected to preliminary dephosphorization. It doesn't matter which way you do it.
  • the present invention can also be applied to the case where the present invention is applied to a preliminary dephosphorization treatment and the hot metal refined by the preliminary dephosphorization treatment is decarburized and refined in a converter.
  • the hot metal (molten iron) used in the present invention is a hot metal (molten iron) manufactured in a blast furnace, and this hot metal (molten iron) is received in a hot metal transport container such as a hot metal ladle or a topped car, and preliminarily removed. Transfer to a converter where phosphorus treatment and decarburization are performed.
  • a hot metal transport container such as a hot metal ladle or a topped car
  • FIG. 4 is a schematic cross-sectional view showing the converter equipment used when carrying out the present invention.
  • the converter equipment 101 includes a furnace main body 102 and an upper blowing lance 103 that is inserted into the furnace main body 102 and is movable in the vertical direction.
  • the furnace body 102 has an outer shell composed of an iron skin 104.
  • a refractory 105 is provided inside the iron skin 104.
  • a hot water outlet 106 for pouring hot metal 126 after completion of the dephosphorization process is provided, and a plurality of bottoms for injecting the stirring gas 128 into the furnace bottom of the furnace body 102 are provided.
  • a blowing tuyere 107 is provided.
  • the bottom blowing tuyere 107 is connected to a gas introduction pipe 108.
  • the converter has a larger freeboard than the hot metal transfer container such as hot metal ladle or topped car, and it is possible to vigorously stir the hot metal, which not only increases the melting capacity of the cold iron source but also reduces the amount of lime.
  • the dephosphorization process can be performed quickly with the amount of the system solvent used.
  • the upper blowing lance 103 cools the powdery refining agent supply pipe 109, the fuel gas supply pipe 110, the combustion oxidizing gas supply pipe 111, the refining oxidizing gas supply pipe 112, and the upper blowing lance 103.
  • a cooling water supply pipe and a drain pipe (not shown) for supplying and discharging cooling water are connected.
  • the powdery refining agent supply pipe 109 is supplied with a powdery refining agent 129 containing an inert gas such as nitrogen gas and Ar gas, and at least one of iron oxide, lime-based solvent, and combustible substance.
  • Gas fuel such as propane gas, liquefied natural gas, and coke oven gas is supplied to the fuel gas supply pipe 110.
  • the combustion oxidizing gas supply pipe 111 is supplied with a combustion oxidizing gas such as oxygen gas or air for burning the supplied fuel gas.
  • a combustion oxidizing gas such as oxygen gas or air for burning the supplied fuel gas.
  • oxygen gas is generally used.
  • a refining oxidizing gas such as oxygen gas is supplied to the refining oxidizing gas supply pipe 112.
  • oxygen gas oxygen gas (industrial pure oxygen), oxygen-enriched air, or a mixed gas of oxygen gas and rare gas is used, but oxygen gas is generally used.
  • oxygen gas is supplied as the oxidizing gas for combustion and the oxidizing gas for refining.
  • hydrocarbon-based liquid fuels such as heavy oil and kerosene
  • fuel gas gaseous fuel
  • the other end of the powdery refining agent supply pipe 109 on the side not connected to the upper blowing lance 103 is connected to a dispenser 113 containing the powdery refining agent 129. Further, the dispenser 113 is connected to the powdery refining agent transfer gas supply pipe 109A.
  • the inert gas supplied to the dispenser 113 through the powder supply pipe 109 ⁇ / b> A for conveying the powdery refining agent functions as a transfer gas for the powdery refining agent 129 stored in the dispenser 113, and the powder stored in the dispenser 113.
  • the fine smelting agent 129 is supplied to the upper blowing lance 103 through the powdery smelting agent supply pipe 109, and can be sprayed from the tip of the upper blowing lance 103 toward the hot metal 126.
  • nitrogen gas is supplied to the upper blowing lance 103 as a conveying gas for the powdery refining agent 129.
  • FIG. 5 is a schematic cross-sectional view of an upper blowing lance according to the present invention.
  • the upper blow lance 103 has a cylindrical lance main body 114 and a copper cast lance tip 115 connected to the lower end of the lance main body 114 by welding or the like.
  • the lance body 114 is constituted by six types of concentric steel pipes, that is, a six-fold pipe, that is, an innermost pipe 120, a partition pipe 121, an inner pipe 122, an intermediate pipe 123, an outer pipe 124, and an outermost pipe 125.
  • the powdery refining agent supply pipe 109 communicates with the innermost pipe 120, and the powdery refining agent 129 passes through the inside of the innermost pipe 120 together with the transfer gas.
  • the fuel gas supply pipe 110 communicates with the partition pipe 121, and fuel gas such as propane gas passes through the gap between the innermost pipe 120 and the partition pipe 121.
  • the combustion oxidizing gas supply pipe 111 communicates with the inner pipe 122, and the fuel combustion oxidizing gas passes through the gap between the partition pipe 121 and the inner pipe 122.
  • the refining oxidizing gas supply pipe 112 communicates with the middle pipe 123, and the refining oxidizing gas passes through the gap between the inner pipe 122 and the middle pipe 123.
  • Each of the cooling water supply pipe and the drain pipe communicates with either the outer pipe 124 or the outermost pipe 125, and the cooling water has a gap between the middle pipe 123 and the outer pipe 124 and the outer pipe 124 and the outermost pipe 125. Pass through the gap. Although the cooling water passes through the gap between the middle pipe 123 and the outer pipe 124 and the gap between the outer pipe 124 and the outermost pipe 125, either one may be used as the water supply flow path.
  • the cooling water is configured to reverse at the position of the lance tip 115.
  • the inside of the innermost tube 120 communicates with a center hole 116 disposed substantially at the axial center of the lance tip 115, and the gap between the innermost tube 120 and the partition tube 121 is an annular nozzle around the center hole 116.
  • the gap between the partition pipe 121 and the inner pipe 122 communicates with the fuel gas injection holes 117 opened as a plurality of concentric nozzle holes, and an annular nozzle or a plurality of concentric circles around the fuel gas injection holes 117.
  • the combustion oxidizing gas injection holes 118 that open as individual nozzle holes communicate with each other, and a plurality of gaps between the inner pipe 122 and the intermediate pipe 123 are arranged around the combustion oxidizing gas injection holes 118. It communicates with the hole 119.
  • the center hole 116 is a nozzle for spraying the powdery refining agent 129 together with the carrier gas
  • the fuel gas injection hole 117 is a nozzle for injecting the fuel gas
  • the combustion oxidizing gas injection hole 118 is for burning the fuel gas.
  • the nozzle for injecting the oxidizing gas and the peripheral hole 119 are nozzles for spraying the oxidizing gas for refining. That is, the inside of the innermost pipe 120 becomes the powdery refining agent supply flow path 131, the gap between the innermost pipe 120 and the partition pipe 121 becomes the fuel gas supply flow path 132, and the gap between the partition pipe 121 and the inner pipe 122 becomes larger.
  • a combustion oxidizing gas supply flow path 133 is formed, and a gap between the inner pipe 122 and the intermediate pipe 123 is a refining oxidizing gas supply flow path 134.
  • a gap between the middle pipe 123 and the outer pipe 124 and a gap between the outer pipe 124 and the outermost pipe 125 serve as a cooling water supply channel or a drain channel.
  • the top blowing lance 103 has a powdery refining agent supply channel 131, a fuel gas supply channel 132, a combustion oxidizing gas supply channel 133, and a refining oxidizing gas supply channel 134 separately. And a cooling water supply channel and a drain channel.
  • the center hole 116 is a straight nozzle, and the peripheral hole 119 is in the shape of a Laval nozzle composed of two cones, a portion whose cross section is reduced and a portion where the cross section is enlarged, but the center hole 116 is also a Laval nozzle shape. It does not matter.
  • the fuel gas injection hole 117 and the combustion oxidizing gas injection hole 118 are straight nozzles that open in the shape of an annular slit, or straight nozzles that have a circular cross section. In the Laval nozzle, the position where the cross section is the narrowest, which is the boundary between the two cones of the reduced portion and the enlarged portion, is called a throat.
  • the dephosphorization treatment according to the present invention is performed on the hot metal 126 as follows.
  • a cold iron source is charged into the furnace body 102.
  • the cold iron source used is iron scrap such as slabs and steel plate crops and city scraps generated at steelworks, bullion recovered from slag by magnetic sorting, and cold iron, reduced iron, etc. can do.
  • the upper limit of the blending ratio of the cold iron source does not need to be particularly determined, and the hot metal temperature after the preliminary dephosphorization treatment can be added up to an upper limit capable of maintaining the target range.
  • the stirring gas 128 starts to be blown from the bottom blowing tuyere 107.
  • the hot metal 126 After charging the cold iron source into the furnace body 102, the hot metal 126 is charged into the furnace body 102.
  • the hot metal 126 used can be processed with any composition, and may be subjected to a desulfurization process or a desiliconization process before the preliminary dephosphorization process.
  • the main chemical components of the hot metal 126 before the preliminary dephosphorization treatment are carbon: 3.8 to 5.0% by mass, silicon: 0.3% by mass or less, phosphorus: 0.08 to 0.2% by mass, Sulfur: About 0.05% by mass or less.
  • the amount of slag 127 produced in the furnace body during the preliminary dephosphorization process increases, the dephosphorization efficiency decreases.
  • the silicon in the hot metal is removed in advance (referred to as “desiliconization of hot metal”), and the silicon concentration in the hot metal is reduced to 0.20 mass% or less, preferably 0.10 mass% or less in advance. It is preferable to keep it. Further, if the hot metal temperature is in the range of 1200 to 1400 ° C., dephosphorization can be performed without any problem. When the desiliconization process is performed, the slag generated during the desiliconization process is discharged before the dephosphorization process.
  • an inert gas is supplied to the dispenser 113, and the powdery refining agent 129 is sprayed from the center hole 116 of the upper blowing lance 103 toward the bath surface of the hot metal 126 together with the inert gas.
  • fuel gas is injected from the fuel gas injection hole 117 of the upper blowing lance 103 and an oxidizing gas such as oxygen gas is injected from the combustion oxidizing gas injection hole 118, A flame is formed below the front surface of the nozzle of the upper blowing lance 103 toward the bath surface of the hot metal 126.
  • the following (1) is set so that the ratio (l / L) of the upper blowing lance height L to the flame length l is 0.8 or more and 1.2 or less.
  • the fuel gas supply amount and the combustion oxidizing gas supply amount supplied to the top blowing lance 103 are adjusted, that is, the flow ratio of the fuel gas and the combustion oxidizing gas is adjusted.
  • a flame is generated to completely burn the fuel gas in the freeboard of the converter.
  • G Supply rate of oxidizing gas for combustion of top blowing lance (Nm 3 / min)
  • F Fuel gas supply speed of top blowing lance (Nm 3 / min)
  • G / F) st Ratio of the stoichiometric coefficient between the fuel gas and the oxidizing gas for combustion required for complete combustion of the fuel gas.
  • the top blowing lance height L is the distance from the bath surface of the hot metal 126 at rest to the tip of the nozzle front of the top blowing lance along the vertical direction.
  • the assumed value of the top blowing lance height L in the present invention is in the range of 2.0 to 5.0 m. This is because the free board value in the converter to which the hot metal 126 is charged is in the range of 2.0 to 5.0 m.
  • the free board is the height (distance) from the bath surface of the hot metal 126 at rest to the loading port of a scouring container such as a converter.
  • the value of st is not less than 0.4 and not more than 1.0, the time until the powdery refining agent 129 arrives at the bath surface of the hot metal 126 from the tip of the top blowing lance 3 It is possible to set the value (l / L) of the flame length l formed between the upper blowing lance height L, which is the distance, to be 0.8 or more and 1.2 or less.
  • the ratio (l / L) of the top blowing lance height L to the flame length l is close to 1, and the flame length l is within the range of 0.8 to 1.2 with respect to the top blowing lance height L.
  • the fuel consumed by the flame was efficiently consumed by the flame from the top blowing lance in light of the purpose of heat-up the powdery smelting agent 129, and also confirmed by Experiment 2 described later. It can be said that the powder refining agent 129 is effectively heated by the flame from the top blowing lance, and the heat receiving efficiency is good.
  • V G discharge velocity of oxidizing gas for combustion (Nm / sec)
  • C Speed of sound (Nm / sec)
  • the fuel supplied from the fuel gas injection hole 117 and the oxidizing gas injection hole 118 for combustion are supplied. Since the oxidizing gas for combustion is close in all radial directions of the upper blowing lance 103, they interfere with each other and the ambient temperature is high, so that even if there is no ignition device, it is within the combustion limit range. Combustion occurs when the gas concentration reaches, and a flame is formed below the upper blowing lance 103.
  • Flame length matched to the lance height is formed by supplying fuel gas and oxidizing gas for combustion and adjusting the supply amount of oxidizing gas for combustion so as to satisfy the above equation (1) Experimented to be possible.
  • the furnace body 102 of the converter facility 101 can accommodate 350 tons of molten iron. 300 tons of molten iron was accommodated in the furnace body 2.
  • the upper blowing lance 103 was arranged at a position where the upper blowing lance height L was in the range of 2.0 to 5.0 m.
  • a plurality of lance bodies 114 having the same dimensions were prepared, and a plurality of lance tips 115 each having a design change were prepared.
  • Fuel gas or oxidizing gas for fuel gas combustion was supplied to form a flame at the lower end of the upper blowing lance 103.
  • the plurality of lance tips 115 has a center hole having an inner diameter of 55 mm, a fuel gas injection hole having an annular slit gap of 6.5 mm, and a peripheral hole having a throat diameter of 50 mm with a five-hole rubber nozzle with respect to the lance center axis. It is arranged at an angle of 15 °.
  • each of the plurality of lance tips 115 has been changed in design.
  • the combustion oxidizing gas injection hole 118 is a gap of an annular slit, and the plurality of lance tips 115 have arbitrary different dimensions within a range of the gaps of 16.4 mm to 25.4 mm. .
  • the plurality of lance tips 115 and the plurality of lance bodies 114 were respectively welded to prepare a plurality of upper blowing lances 103 having different gaps between the combustion oxidizing gas injection holes 118. In this way, when the flame is formed, it is possible to change the ejection speed (discharge speed (Nm / sec)) of the oxidizing gas for combustion even at the same flow rate (m 3 / sec) of the oxidizing gas for combustion. It became.
  • Propane gas (calorific value: 100.5 MJ / Nm 3 ) was used as the fuel gas, and the supply flow rate (supply speed) F of propane gas was 12 Nm 3 / min.
  • Oxygen gas was used as the oxidizing gas for fuel gas combustion and the oxidizing gas for refining.
  • the supply flow rate (supply speed) G of the oxidizing gas for fuel gas combustion is 0 Nm 3 / min to 75 Nm 3 / min, and the supply flow rate of the oxidizing gas for refining is 485 Nm 3 / min to 560 Nm 3 / min.
  • the supply flow rate of all the oxygen blown was kept constant at 560 Nm 3 / min.
  • the ratio value (G / F) st of propane gas and the ratio of the stoichiometric coefficient of gas and the oxidizing property for combustion required for complete combustion of the propane gas was 5.0.
  • FIG. 6 shows the measurement results when the top blowing lance height L is 2.5 m.
  • the “flame length index” on the vertical axis in FIG. 6 is the stoichiometric ratio and the flame length l from the tip of the top blowing lance 103 to the tip of the flame formed when visually measured. It means “l / l st ” which is a value of the ratio to the flame length l st .
  • “(G / F) / (G / F) st ” on the horizontal axis in FIG. 6 is a flow rate ratio of propane gas and combustion oxidizing gas to (G / F) st .
  • FIG. 7 shows the relationship with the value of the amount of heat received (/ heat index) in / L). Assuming that heat is applied to the hot metal by the powdered smelting agent heated by the flame exceeds the heat index 0.8, it is assumed that efficient heat has been achieved. According to FIG. It is confirmed that the value of (l / L) is in the range of 0.8 to 1.2.
  • the powdery refining agent 129 injected together with the inert gas from the center hole 116 is heated or heated / melted by the heat of the flame formed, and is sprayed onto the bath surface of the hot metal 126 in the heated or molten state.
  • the powdery refining agent 129 preferably contains at least one of iron oxide, lime-based medium solvent, and combustible substance.
  • oxidizing gas such as oxygen gas is blown toward the bath surface of the hot metal 126 from the peripheral hole 119 of the upper blowing lance 103.
  • phosphorus in the hot metal reacts with an oxidizing gas or iron oxide to form phosphor oxide (P 2 O 5 ), and this phosphor oxide is formed by the incubation of the lime-based solvent. It progresses by being absorbed by the slag 127.
  • the rate of dephosphorization increases as the hatching of the lime-based medium solvent is promoted.
  • a lime-based medium solvent such as quick lime (CaO), limestone (CaCO 3 ), and slaked lime (Ca (OH) 2 ).
  • a mixture of quicklime with fluorite (CaF 2 ) or alumina (Al 2 O 3 ) as a hatching accelerator can also be used as the lime-based solvent.
  • converter slag (CaO—SiO 2 -based slag) produced in the decarburization blowing process of the hot metal 126 can be used as all or part of the lime-based solvent.
  • the lime-based medium solvent sprayed on the bath surface of the hot metal 126 as the powdery refining agent 129 immediately hatches to form slag 127, and the supplied oxidizing gas for refining reacts with phosphorus in the hot metal. Phosphorus oxide is formed. Combined with the strong stirring of the hot metal 126 and the slag 127 by the stirring gas 128, the formed phosphorous oxide is rapidly absorbed by the hatched slag 127, and the dephosphorization reaction of the hot metal 126 proceeds promptly.
  • the lime-based medium solvent is not used as the powdery refining agent 129, the lime-based medium solvent is separately put on top from the furnace hopper.
  • iron oxide such as iron ore or mill scale
  • the iron oxide functions as an oxygen source, and reacts with phosphorus in the molten steel to advance a dephosphorization reaction. Further, the iron oxide reacts with the lime-based medium solvent to form a FeO—CaO compound on the surface of the lime-based medium solvent, which promotes the hatching of the lime-based medium solvent and promotes the dephosphorization reaction.
  • iron oxide containing combustible materials such as blast furnace dust and converter dust is used
  • the combustible materials are burned by the flame, and in addition to the above, the combustion heat of the combustible materials is used to heat the hot metal 126. Contribute.
  • the powder refining agent 129 aluminum ash (containing 30 to 50% by mass of metal Al produced by reaction of Al and oxygen in the air when Al ingot or scrap is melted in a melting furnace)
  • a flammable substance such as Al oxide
  • coke the flammable substance is burned by the flame, and the combustion heat of the flammable substance contributes to the heating of the hot metal 126 in addition to the combustion heat of the fuel.
  • a mixture of a lime-based medium solvent, iron oxide and a combustible substance is used as the powdery refining agent 129, the respective effects can be obtained in parallel.
  • the heat of the powdered smelting agent 129 heated by the flame from the upper blowing lance 103 or melted by the heating is transferred to the hot metal 126. Furthermore, the combustion heat of the flame at the tip of the upper blowing lance existing above the hot metal 126 is transmitted to the hot metal 126. In addition to the heat transferred to the hot metal 126, the hot metal 126 is vigorously stirred, and the melting of the cold iron source in the hot metal is promoted. Dissolution of the charged cold iron source is completed during the dephosphorization process.
  • the hot metal 126 subjected to the preliminary dephosphorization treatment by tilting the furnace body 102 is discharged into a hot metal holding container such as a ladle or a converter charging pan through the hot water outlet 106 and discharged.
  • the hot metal 126 is conveyed to the next process equipment.
  • flames corresponding to various lance heights can be obtained by appropriately adjusting the supply amounts of fuel gas and oxygen gas for forming a burner flame below the top blowing lance tip.
  • the length can be controlled.
  • continuous and stable heating of the powdery refining agent 129 supplied into the furnace main body 102 via the top blowing lance 103 until reaching the bath surface of the hot metal 126 is realized. Since the heat of the smelting agent 129 surely reaches the molten iron 126, the thermal margin of the molten iron 126 is improved, and in the oxidation refining treatment of the molten iron 126 in the converter equipment 101, the mixing ratio of the cold iron source such as iron scrap is changed. A significant increase is realized.
  • the molten iron and iron scrap are charged into the converter equipment 101, and the lance height is set to 2.5 m.
  • 103 was inserted into the furnace body 102, and dephosphorization blowing (preliminary dephosphorization of molten iron) was performed.
  • the top blowing lance 103 was supplied with propane gas as the fuel, and with oxygen gas as the oxidizing gas for combustion and the oxidizing gas for refining.
  • the upper blow lance 103 has an inner diameter of 55 mm at the center hole, a clearance of the annular slit of the fuel gas injection hole of 6.5 mm, and a clearance of the annular slit of the combustion oxidizing gas injection hole of 16.4 to 25
  • the peripheral hole is a 5-hole Laval nozzle with a throat diameter of 50 mm and is arranged at an angle of 15 ° with respect to the lance center axis.
  • the supply amount of the oxidizing gas for combustion is an amount required for complete combustion so that the value of (G / F) / (G / F) st is outside the range of 0.4 to 1.0.
  • the operation was also carried out under the condition of less than 40% or more than 100% (Comparative Examples 21 and 22).
  • the discharge flow rate V G (Nm / sec) of the oxidizing gas for combustion is adjusted so that V G / C falls within the range of 0.2 to 1.0.
  • An oxidizing gas for fuel gas combustion is supplied.
  • V G / C was out of the range of 0.2 to 1.0.
  • C is the speed of sound (Nm / sec), and is approximately 1150 m / sec around the hot metal at 1350 ° C.
  • the amount of iron scrap charged was adjusted such that the preliminary dephosphorization end temperature was 1400 ° C.
  • the amount of quicklime was adjusted so that the basicity (mass% CaO / mass% SiO 2 ) of the slag in the furnace was 2.5.
  • Table 6 shows the composition of the hot metal used in the preliminary dephosphorization treatment.
  • Table 7 shows the composition of the steelmaking dust used.
  • Table 8 shows the powder refining agent blowing amount, the various gas flow rates to the top blowing lance, the bottom blowing gas flow rate, and the flame length in the preliminary dephosphorization treatment.
  • Table 9 shows the results of preliminary dephosphorization treatment based on the above operating conditions and operating methods.
  • the iron scrap blending ratio is variously changed, and the upper limit iron scrap blending ratio at which the charged iron scrap does not remain melted after the dephosphorization treatment is shown.
  • the present invention is directed to an oxidation refining process performed by supplying a refining oxidizing gas from a top blowing lance to molten iron accommodated in a reaction vessel having a small free board such as a topped car, a hot metal ladle, or an electric furnace.
  • a refining oxidizing gas from a top blowing lance to molten iron accommodated in a reaction vessel having a small free board such as a topped car, a hot metal ladle, or an electric furnace.
  • hot metal and hot steel dephosphorization treatment, hot metal decarburization refining treatment, and the like are performed as this oxidation refining treatment, and the present invention can be applied to any oxidation refining treatment.
  • the present invention When the present invention is applied to hot metal decarburization refining, the present invention is applied to hot metal that has not been dephosphorized even if the present invention is applied to hot metal that has been subjected to dephosphorization. But either is fine.
  • the present invention can also be applied to the case where the present invention is applied to hot metal dephosphorization treatment, and the hot metal refined by this dephosphorization treatment is decarburized and refined in a reaction vessel.
  • the present invention relates to a molten iron refining method for subjecting molten iron to oxidative refining treatment in a reaction vessel.
  • molten iron hot metal produced in a blast furnace is used as a representative.
  • the present invention will be specifically described with reference to the drawings by taking the dephosphorization treatment in the reaction vessel as an example.
  • FIG. 8 is a schematic cross-sectional view showing a refining facility used in carrying out the present invention.
  • the refining equipment 201 includes a reaction vessel 202 and an upper blowing lance 203 that is inserted into the reaction vessel 202 and is movable in the vertical direction.
  • a refractory material is provided inside the reaction vessel 202.
  • the upper blowing lance 203 cools the powdery refining agent supply pipe 204, the fuel gas supply pipe 205, the combustion oxidizing gas supply pipe 206, the refining oxidizing gas supply pipe 207, and the upper blowing lance 208.
  • a cooling water supply pipe and a drain pipe (not shown) for supplying and discharging cooling water are connected.
  • the powdery refining agent supply pipe 204 is supplied with a powdery refining agent 228 containing at least one of iron oxide, a lime-based solvent, and a combustible substance together with an inert gas such as nitrogen gas and Ar gas.
  • Gas fuel such as propane gas, liquefied natural gas, coke oven gas, etc. is supplied to the fuel gas supply pipe 205.
  • the combustion oxidizing gas supply pipe 6 is supplied with a combustion oxidizing gas such as oxygen gas or air for burning the supplied fuel gas. As the oxidizing gas for combustion, oxygen gas is generally used.
  • the refining oxidizing gas supply pipe 7 is supplied with a refining oxidizing gas such as oxygen gas.
  • oxygen gas oxygen gas (industrial pure oxygen), oxygen-enriched air, or a mixed gas of oxygen gas and rare gas is used, but oxygen gas is generally used.
  • oxygen gas is supplied as the oxidizing gas for combustion and the oxidizing gas for refining.
  • hydrocarbon-based liquid fuel such as heavy oil or kerosene
  • hydrocarbon-based liquid fuel such as heavy oil or kerosene
  • fuel gas gaseous fuel
  • the other end of the powdery refining agent supply pipe 204 on the side not connected to the upper blowing lance 203 is connected to a dispenser 213 containing the powdery refining agent 228.
  • the dispenser 213 is connected to a gas supply pipe 204A for conveying the powdery refining agent.
  • the inert gas supplied to the dispenser 213 through the powdery refining agent transfer gas supply pipe 204A functions as a transfer gas of the powdery refining agent 228 stored in the dispenser 213, and the powder stored in the dispenser 213.
  • the fine smelting agent 228 is supplied to the upper blowing lance 203 through the powdery smelting agent supply pipe 204, and can be sprayed from the tip of the upper blowing lance 203 toward the hot metal 226.
  • nitrogen gas is supplied to the upper blowing lance 203 as a conveying gas for the powdery refining agent 228.
  • FIG. 9 is a schematic cross-sectional view of an upper blowing lance according to the present invention.
  • the upper blow lance 203 has a cylindrical lance body 214 and a lance tip 215 made of a copper casting connected to the lower end of the lance body 214 by welding or the like.
  • the lance body 214 is composed of six types of concentric steel pipes, that is, a six-fold pipe, that is, an innermost pipe 220, a partition pipe 221, an inner pipe 222, an intermediate pipe 223, an outer pipe 224, and an outermost pipe 225.
  • the powdery refining agent supply pipe 204 communicates with the innermost pipe 220, and the powdery refining agent 228 passes through the inside of the innermost pipe 220 together with the transfer gas.
  • the fuel gas supply pipe 205 communicates with the partition pipe 221, and fuel gas such as propane gas passes through the gap between the innermost pipe 220 and the partition pipe 221.
  • the combustion oxidizing gas supply pipe 206 communicates with the inner pipe 222, and the fuel combustion oxidizing gas passes through the gap between the partition pipe 221 and the inner pipe 222.
  • the refining oxidizing gas supply pipe 207 communicates with the middle pipe 223, and the refining oxidizing gas passes through the gap between the inner pipe 222 and the middle pipe 223.
  • Each of the cooling water supply pipe and the drain pipe communicates with either the outer pipe 224 or the outermost pipe 225, and the cooling water has a gap between the middle pipe 223 and the outer pipe 224 and the outer pipe 224 and the outermost pipe 225. Pass through the gap. Although the cooling water passes through the gap between the middle pipe 223 and the outer pipe 224 and the gap between the outer pipe 224 and the outermost pipe 225, either may be used as the water supply flow path.
  • the cooling water is configured to reverse at the position of the lance tip 215.
  • the innermost tube 220 communicates with a central hole 216 disposed substantially at the axial center of the lance tip 215, and a gap between the innermost tube 220 and the partition tube 221 is an annular nozzle around the central hole 216.
  • the gap between the partition pipe 221 and the inner pipe 222 communicates with the fuel gas injection holes 217 opened as a plurality of concentric nozzle holes, and an annular nozzle or a plurality of concentric circles are formed around the fuel gas injection holes 217.
  • the combustion oxidizing gas injection holes 218 that open as individual nozzle holes communicate with each other, and a plurality of gaps between the inner pipe 222 and the middle pipe 223 are arranged around the combustion oxidizing gas injection holes 218. It communicates with the hole 219.
  • the center hole 216 is a nozzle for spraying the powdery refining agent 228 together with the carrier gas
  • the fuel gas injection hole 217 is a nozzle for injecting the fuel gas
  • the combustion oxidizing gas injection hole 218 is for burning the fuel gas.
  • the nozzle for injecting the oxidizing gas and the peripheral hole 219 are nozzles for spraying the oxidizing gas for refining.
  • the inside of the innermost tube 220 is a powdery refining agent supply channel 231
  • the gap between the innermost tube 220 and the partition tube 221 is a fuel gas supply channel 232
  • the gap between the partition tube 221 and the inner tube 222 is A combustion oxidizing gas supply flow path 233 is formed
  • a gap between the inner pipe 222 and the intermediate pipe 223 is a refining oxidizing gas supply flow path 234.
  • the gap between the middle pipe 223 and the outer pipe 224 and the gap between the outer pipe 24 and the outermost pipe 25 serve as a cooling water supply channel or a drain channel.
  • the top blowing lance 203 has a powdery refining agent supply channel 231, a fuel gas supply channel 232, a combustion oxidizing gas supply channel 233, and a refining oxidizing gas supply channel 234 separately. And a cooling water supply channel and a drain channel.
  • the center hole 216 is a straight nozzle, and the peripheral hole 219 has the shape of a Laval nozzle composed of two cones, a portion whose cross section is reduced and a portion where the cross section is enlarged.
  • the center hole 216 is also a Laval nozzle shape. It does not matter.
  • the fuel gas injection holes 217 and the combustion oxidizing gas injection holes 218 are straight nozzles that open in the shape of an annular slit, or straight nozzles that have a circular cross section. In the Laval nozzle, the position where the cross section is the narrowest, which is the boundary between the two cones of the reduced portion and the enlarged portion, is called a throat.
  • the dephosphorization treatment according to the present invention is performed in order to lower the hot metal mixing ratio and increase the cold iron source mixing ratio, that is, to increase the thermal margin of the hot metal (molten iron). It carries out with respect to the hot metal 226 as shown below.
  • a cold iron source is charged into the reaction vessel 202.
  • the cold iron source used is iron scrap such as slabs and steel plate crops and city scraps generated at steelworks, bullion recovered from slag by magnetic sorting, and cold iron, reduced iron, etc. can do.
  • Mixing ratio of cold iron source is 5 This is because when the amount is less than mass%, not only the productivity improvement effect is small, but also the CO 2 generation amount reduction effect is small.
  • the upper limit of the blending ratio of the cold iron source does not need to be particularly determined, and the hot metal temperature after the dephosphorization treatment can be added up to an upper limit that can maintain the target range.
  • the hot metal 226 After charging the cold iron source into the reaction vessel 202, the hot metal 226 is charged into the reaction vessel 202.
  • the hot metal 226 used can be processed with any composition.
  • a desulfurization process or a desiliconization process may be performed before the preliminary dephosphorization process.
  • the main chemical components of the hot metal 226 before the preliminary dephosphorization treatment are: carbon: 3.8 to 5.0% by mass, silicon: 0.3% by mass or less, phosphorus: 0.08 to 0.2% by mass, Sulfur: About 0.05% by mass or less.
  • the amount of slag 227 generated in the reaction vessel 202 during the preliminary dephosphorization process increases, the dephosphorization efficiency decreases.
  • the silicon in the hot metal is removed in advance (referred to as “hot metal desiliconization treatment”), and the silicon concentration in the hot metal is 0.20 mass% or less, preferably 0 It is preferable to reduce it to 10% by mass or less in advance. Further, if the hot metal temperature is in the range of 1200 to 1400 ° C., dephosphorization can be performed without any problem.
  • the desiliconization process is performed, the slag generated during the desiliconization process is discharged before the dephosphorization process.
  • an inert gas is supplied to the dispenser 213, and the powdery refining agent 228 is sprayed from the center hole 216 of the upper blowing lance 203 toward the bath surface of the hot metal 226 together with the inert gas.
  • fuel gas is injected from the fuel gas injection hole 217 of the upper blowing lance 203 and oxidizing gas such as oxygen gas is injected from the combustion oxidizing gas injection hole 218, A flame is formed below the nozzle front surface of the upper blowing lance 203 toward the bath surface of the hot metal 226.
  • the ratio (l / L) between the upper blowing lance height L and the flame length l is 0.8 or more and 1.2 or less as follows (3
  • the fuel gas supply amount and the combustion oxidizing gas supply amount supplied to the top blowing lance 203 are adjusted within a range satisfying the above formula, that is, the flow rate ratio between the fuel gas and the combustion oxidizing gas, and the speed of sound.
  • the combustion oxidizing gas discharge flow rate with respect to the fuel is adjusted to be within a predetermined range to generate a flame, and the fuel gas is completely burned in the free board of the reaction vessel.
  • G Supply rate of oxidizing gas for combustion of top blowing lance (Nm 3 / min)
  • F Fuel gas supply speed of top blowing lance (Nm 3 / min)
  • G / F) st Ratio of the stoichiometric coefficient between the fuel gas and the oxidizing gas for combustion required for complete combustion of the fuel gas.
  • the top blowing lance height L is the distance from the bath surface of the hot metal 226 at rest to the tip of the nozzle front of the top blowing lance along the vertical direction.
  • the assumed value of the top blowing lance height L in the present invention is in the range of 0.5 to 2.0 m. This is because the value of the free board in the scouring container in which the hot metal 226 is charged is generally in the range of 0.5 to 2.0 m.
  • the free board is the height (distance) from the bath surface of the hot metal 226 when stationary to the inlet of the reaction vessel.
  • the value (l / L) of the flame length l formed between the upper blowing lance height L, which is the distance, is set to be 0.8 or more and 1.2 or less.
  • the ratio (l / L) of the top blowing lance height L to the flame length l is close to 1, and the flame length l is within the range of 0.8 to 1.2 with respect to the top blowing lance height L.
  • V G discharge velocity of oxidizing gas for combustion (Nm / sec)
  • C Speed of sound (Nm / sec)
  • V G / C exceeds 3.0, the fuel gas tends to burn out before reaching the bath surface of the hot metal 226, and the efficiency of heat application to the powder refining agent 228 becomes poor. As a result, the efficiency of heat application to the molten iron (molten iron) also deteriorates and it is difficult to improve the heat margin. As a result, when adding a cold iron source such as iron scrap to the molten iron 226 (molten iron), it is difficult to increase the blending ratio of the cold iron source.
  • the fuel supplied from the fuel gas injection hole 217 and the oxidizing gas injection hole for combustion Since the combustion oxidizing gas supplied from 218 is close in all radial directions of the upper blow lance 203, they interfere with each other, and the ambient temperature is high, so there is no need for an ignition device. Combustion occurs when the gas concentration reaches the combustion limit range, a flame is formed below the upper blowing lance 203, and further improvement in the efficiency of heat application to molten iron (molten iron) can be expected.
  • the lance height is increased by supplying the fuel gas and the oxidizing gas for combustion and adjusting the supply amount of the oxidizing gas for combustion so as to satisfy the above expressions (3) and (4). It was confirmed by the following experiment that it was possible to form a flame length l matched to L.
  • the plurality of lance tips 215 has a center hole having an inner diameter of 11.5 mm, a fuel gas injection hole having an annular slit gap of 1 mm, and a peripheral hole having a throat diameter of 4.3 mm and a three-hole Laval nozzle at the center axis of the lance. They are common to each other in that they are arranged at an angle of 15 °, that is, at an angle equivalent to the central axis of the lance.
  • the combustion oxidizing gas injection hole 218 the design of each of the plurality of lance tips 215 has been changed.
  • the combustion oxidizing gas injection hole 218 is a gap of an annular slit, and the plurality of lance tips 215 have arbitrary different dimensions within a range of the gap width of 0.5 mm to 1.5 mm. .
  • the plurality of lance tips 215 and the plurality of lance main bodies 214 were welded to prepare a plurality of upper blowing lances 203 having different gaps between the combustion oxidizing gas injection holes 218. In this way, when the flame is formed, it is possible to change the ejection speed (discharge speed (Nm / sec)) of the oxidizing gas for combustion even at the same flow rate (Nm 3 / sec) of the oxidizing gas for combustion. It became.
  • One upper blowing lance 203 is appropriately selected from the plurality of upper blowing lances 203, and a fuel gas or an oxidizing gas for fuel gas combustion is supplied from the selected upper blowing lance 203 to lower the upper blowing lance 203.
  • a flame was formed in the part.
  • the powdery refining agent is from a circular straight center hole at the center of the top blowing lance 203, the fuel gas is from an annular (ring-shaped) fuel gas injection hole, and the oxidizing gas for combustion of the fuel gas is annular (ring).
  • the oxidizing gas for refining was supplied into the reaction vessel 2 from a plurality of Laval nozzle type peripheral holes arranged concentrically. In this way, a flame was formed a plurality of times.
  • Propane gas (calorific value: 100.5 MJ / Nm 3 ) was used as the fuel gas, and the supply flow rate (supply speed) F of propane gas was 1.0 Nm 3 / min.
  • Oxygen gas was used as the oxidizing gas for fuel gas combustion and the oxidizing gas for refining.
  • the supply flow rate (supply rate) G of the oxidizing gas for fuel gas combustion is 5 Nm 3 / min to 8.8 Nm 3 / min
  • the supply flow rate of the oxidizing gas for refining is 46.2 m 3 / min to 50 Nm 3 / min
  • the supply flow rate of total oxygen blown into the reaction vessel 2 was kept constant at 55 Nm 3 / min.
  • the value (G / F) st of the ratio between the propane gas and the stoichiometric value of the combustion oxidizing gas necessary for complete combustion of the propane gas was 5.0.
  • the discharge flow rate of the oxidizing gas for combustion was set to be higher than the sound velocity.
  • FIG. 10 is a flow rate ratio of propane gas and combustion oxidizing gas to (G / F) st .
  • the “flame length index” on the vertical axis in FIG. 10 means the ratio “l / l st ” between l and the flame length l st in stoichiometric ratio.
  • the supply flow rate (supply rate) F of propane gas at st is 1.0 Nm 3 / min, and the supply flow rate (supply rate) G of the oxidizing gas for fuel gas combustion is 5.0 Nm 3 / Min. In this case, the flame length was 1.2 m.
  • FIG. 4 shows the relationship with the value of the amount of heat received (/ heat index) in / L). Assuming that heat is applied to the hot metal by the powdered smelting agent that has been heated by the flame, when the heat index exceeds 0.8, it is assumed that efficient heat is achieved. According to FIG. It is confirmed that the value of (l / L) is in the range of 0.8 to 1.2.
  • the powdery refining agent 228 injected together with the inert gas from the center hole 216 is heated or heated / melted by the heat of the flame formed, and is sprayed onto the bath surface of the hot metal 226 in a heated or molten state. Thereby, the heat of the powdery refining agent 228 is applied to the hot metal 226, the temperature of the hot metal 226 is increased, and the melting of the added cold iron source is promoted.
  • a refining oxidizing gas such as oxygen gas is blown from the peripheral hole 219 of the upper blowing lance 203 toward the bath surface of the hot metal 226.
  • phosphorus in the hot metal reacts with an oxidizing gas or iron oxide to form phosphor oxide (P 2 O 5 ), and this phosphor oxide is formed by the incubation of the lime-based solvent. It progresses by being absorbed by the slag 227.
  • the rate of dephosphorization increases as the hatching of the lime-based medium solvent is promoted.
  • a lime-based medium solvent such as quick lime (CaO), limestone (CaCO 3 ), slaked lime (Ca (OH) 2 ) as the powder refining agent 228.
  • a mixture of quicklime with fluorite (CaF 2 ) or alumina (Al 2 O 3 ) as a hatching accelerator can be used as the lime-based solvent.
  • converter slag (CaO—SiO 2 -based slag) generated in the decarburization blowing process of the hot metal 226 can be used as all or part of the lime-based solvent.
  • the lime-based solvent sprayed on the bath surface of the hot metal 226 as the powdery refining agent 228 immediately hatches to form slag 227, and the supplied oxidizing gas for refining reacts with the phosphorus in the hot metal. Phosphorus oxide is formed. The formed phosphorus oxide is quickly absorbed by the hatched slag 227, and the dephosphorization reaction of the hot metal 226 proceeds promptly.
  • the lime-based medium solvent is not used as the powdery refining agent 228, the lime-based medium solvent is put on top separately from a hopper or the like.
  • iron oxide such as iron ore or mill scale
  • the iron oxide functions as an oxygen source and reacts with phosphorus in the molten steel to advance a dephosphorization reaction. Further, the iron oxide reacts with the lime-based medium solvent to form a FeO—CaO compound on the surface of the lime-based medium solvent, which promotes the hatching of the lime-based medium solvent and promotes the dephosphorization reaction.
  • iron oxide containing combustible materials such as blast furnace dust and converter dust is used, the combustible materials are burned by the flame, and in addition to the above, the combustion heat of the combustible materials is used to heat the hot metal 226. Contribute.
  • the powdery refining agent 2208 aluminum ash (containing 30 to 50% by mass of metal Al produced by reaction of Al and oxygen in the air when Al ingot or scrap is melted in a melting furnace)
  • a flammable substance such as (Al oxide) or coke
  • the flammable substance is burned by the flame, and the combustion heat of the flammable substance contributes to the heating of the hot metal 226 in addition to the combustion heat of the fuel.
  • the respective effects can be obtained in parallel.
  • the heat of the powdered refining agent 228 heated by the flame from the upper blowing lance 203 or melted by the heating is transferred to the hot metal 226. Furthermore, the combustion heat of the flame at the tip of the top blowing lance existing above the hot metal 226 is transmitted to the hot metal 226. In addition to the heat transmitted to the hot metal 226, the hot metal 226 is vigorously stirred, and the melting of the cold iron source in the hot metal is promoted. Dissolution of the charged cold iron source is completed during the dephosphorization process.
  • the amount of heat input per unit sectional area in the fuel gas injection hole 212 of the fuel gas for forming the burner flame below the top blowing lance tip is controlled, and the oxygen gas
  • the supply amount of it becomes possible to control the flame length below the lance height according to various lance heights.
  • continuous and stable heating of the powdery refining agent 228 supplied into the reaction vessel 202 through the top blowing lance 203 until reaching the bath surface of the hot metal 226 is realized. Since the heat of the smelting agent 228 surely reaches the hot metal 226, the thermal margin of the hot metal 226 is improved.
  • the hot metal 226 is used as the molten iron, and in the oxidative refining process for the hot metal 226, it is realized to greatly increase the blending ratio of the cold iron source such as iron scrap.
  • the present invention relates to oxidation refining of molten iron in a reaction vessel.
  • molten steel 226 is decarburized in a converter to obtain molten steel, and the molten steel is transferred to another reaction vessel. It can also be applied to oxidative refining of molten steel. According to the present invention, the thermal margin of molten iron such as hot metal and molten steel is improved.
  • the hot metal 226 and iron scrap are charged into the refining equipment 201, and the lance height is increased. Then, the top blowing lance 203 was inserted into the reaction vessel 202, and dephosphorization blowing (preliminary dephosphorization of hot metal) was performed a plurality of times.
  • the top blow lance 203 was supplied with propane gas as a fuel and oxygen gas as a combustion oxidizing gas and a refining oxidizing gas under the same conditions as in the above-described experiment. During dephosphorization, the amount of combustion oxidizing gas supplied is adjusted so that the ratio (l / L) of the top blowing lance height L to the flame length l is 0.8 or more and 1.2 or less. did.
  • the oxidizing gas for combustion is supplied so as to be in the range of 1.0 to 5.0, and (2) the discharge flow velocity (m / sec) of the oxidizing gas for combustion with respect to the speed of sound (V G /
  • an upper blowing lance 203 having a desired dimension is used to discharge the combustion oxidizing gas discharge rate (Nm / Seconds). (Invention Examples 31 to 35).
  • Example 1 of the present invention Examples 36 and 37 of the present invention.
  • the oxidizing gas for combustion was adjusted so that the value of (G / F) / (G / F) st was outside the range of 1.0 to 5.0. Operation was also performed under the condition that the supply amount was the amount required for complete combustion (Comparative Examples 31 and 32).
  • C is the speed of sound (Nm / sec), and is approximately 1150 m / sec around the hot metal at 1350 ° C.
  • the amount of iron scrap charged was adjusted such that the preliminary dephosphorization end temperature was 1400 ° C.
  • the amount of quicklime was adjusted so that the basicity (mass% CaO / mass% SiO 2 ) of the slag in the furnace was 2.5.
  • Table 10 shows the composition of the hot metal used in the dephosphorization treatment.
  • Table 11 shows the composition of the steelmaking dust used.
  • the amount of powdered smelting agent blown in the dephosphorization process, various gas flow rates to the upper blowing lance, the upper blowing lance height, and the flame length l were set as shown in Table 12.
  • the value of (G / F) / (G / F) st and the value of V G / C were values shown in Table 12.
  • Table 13 shows the results of dephosphorization treatment under the above operating conditions and operating methods.
  • the iron scrap blending ratio is variously changed, and the upper limit iron scrap blending ratio at which the charged iron scrap does not remain melted after the dephosphorization treatment is shown.
  • the combustion heat of the burner can be efficiently transmitted to the molten iron through the powder, so it is possible to improve the heat receiving efficiency in the molten iron, and dephosphorization refining in a reaction vessel such as a converter, In carrying out decarburization refining, the hot metal content can be significantly reduced by using a large amount of scrap.
  • the present invention it is possible to reduce the amount of carbon material used by improving the heat receiving efficiency, and to reduce the CO 2 emission amount.

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Abstract

円形軌道に沿い間隔をおいて配列され、反応容器に収容された鉄浴中へ酸素ガスを吹込む複数の噴出開口を有する精錬用酸素ガス吹込みノズルと、前記円形軌道の中心軸と同軸になる軸芯を有し、該精錬用酸素ガス吹込みノズルの内側にて火炎を形成するとともに、該火炎によって着熱された粉体を前記鉄浴中へ吹き込む噴出開口を有するバーナーノズルとを備えた粉体吹込みランスにおいて、前記精練用酸素ガス吹込みノズルの噴出開口と前記バーナーノズルの噴出開口との位置関係を示す指標Aが、A=1.7(R-r-d/2)/L+tan(θ-12°)-0.0524>0となるようにする。ここで、R:上記円形軌道の半径(mm)、r:バーナーノズルの噴出開口の半径(mm)、d:精練用酸素ノズルの噴出開口の直径(mm)、θ:精練用酸素ガス吹込みノズルの軸芯の傾角(°)、L:ランス高さ(mm)である。これにより溶鉄への着熱効率を向上させる。

Description

粉体吹込みランスおよびその粉体吹込みランスを用いた溶融鉄の精錬方法
 本発明は、バーナー機能を付与した粉体吹込みランスと、その粉体吹込みランスを用いた溶融鉄の精錬方法および溶融還元方法に関する。
 環境保護の観点から、鉄鋼製造工程におけるCO排出量の抑制が急務となってきている。CO排出量を削減するために、製鋼工程においては、鉄源として鉄スクラップなどの冷鉄源の使用量を増加させて溶銑の配合率を低下させるなどの対応が検討されかつ実施されている。冷鉄源の使用量を増加させる理由としては、鉄鋼製品の製造に際して、高炉での溶銑(溶融鉄)の製造では、鉄鉱石を還元し且つ溶融するための多大なエネルギーを要すると同時に多量のCOを排出するのに対し、冷鉄源は溶解熱のみを必要とするに過ぎず、この冷鉄源を製鋼工程で多く利用すればするほど、エネルギー使用量及びCO発生量をより抑えることができる点にある。溶融鉄とは、鉄源を溶解したものを意味し、例えば、高炉で製造された溶銑、電気炉で鉄スクラップを溶かした溶鋼、溶銑から脱炭精錬処理がなされた溶鋼をも幅広く意味する。
 高炉と転炉との組み合わせからなる鉄鋼製造工程では、冷鉄源の溶解用熱源は、溶銑の有する顕熱、溶銑中の炭素及び珪素の燃焼熱が主体である。このため、この鉄鋼製造工程では、本来、多量の冷鉄源を溶解することはできない。しかも、溶銑に対して予備脱燐処理が実施されるようになり、この処理工程の追加に伴って溶銑の温度が低下する。更には、溶銑中の炭素及び珪素が予備脱燐処理で酸化して、それらの濃度が減少することは、冷鉄源を溶解させることに対して不利な要因となる。なお、溶銑の予備脱燐処理とは、転炉で脱炭精錬処理を行う前に、溶銑段階で予め脱燐処理を実施し、溶銑中の燐を或る程度除去する工程である。また、製鉄所における鉄鋼製造工程では、溶銑に限らず、例えば、溶銑に対して脱炭処理された後の溶鋼に対しても、脱燐処理などの酸化精錬処理が行われる。
 そこで、予備脱燐処理や転炉での脱炭精錬処理、および反応容器における酸化精錬処理において、溶銑及び溶鋼等の溶融鉄の熱余裕を高める多数の方法が提案されている。例えば、特許文献1には、予備脱燐処理中の生成スラグ中に炭素源を添加するとともに、スラグ中に酸素源を吹き込んで、この炭素源を燃焼させ、この燃焼による燃焼熱を溶銑に着熱させる方法が提案されている。
 また、特許文献2には、転炉内で発生する一酸化炭素(CO)とランスにより吹き込んだ酸素とを溶湯の浴面上で燃焼(いわゆる二次燃焼)させて、その燃焼熱を溶鉄に着熱させる方法が開示されている。
 一方、溶銑の脱りん処理においては、その際に発生するスラグからのフッ素の溶出が問題になっており、蛍石等のフッ素化源を使用することなしに効率的に脱りん処理を施すことが望まれている。
 そのための手段として、特許文献3には、上底吹き転炉において、上吹きランスからCaOとAlの混合粉を溶銑に吹き付けると共に、炉底から攪拌用ガスを吹き込んで溶銑を攪拌しながら脱りん処理を行う方法が開示されている。
 特許文献4には、脱燐などの冶金反応特性を改善するために、フラックスの滓化性を高める方法が開示されている。この方法は、酸素ガスの他に天然ガスなどの燃料ガスと生石灰などのフラックスを上吹きランスから供給し、フラックスを燃料ガスの燃焼火炎中を経由させることによって、溶融状態で溶銑に供給することを可能としている。
 さらに、特許文献5および6には、冶金反応の効率向上を目的として、スラグの滓化を促進させるために、上吹きランスにバーナー機能を付与し、該バーナーの中心孔から脱りん剤を噴出させて加熱、添加する方法がそれぞれ開示さている。
特開平9―20913号公報 特開昭60―67610号公報 特開2000―345226号公報 特開平11―080825号公報 特開2005―336586号公報 特開2007―92158号公報
 しかしながら、上記従来技術には次の問題点がある。特許文献1では、生成スラグ中に炭素源を添加することで、溶銑温度は上昇するが、炭素源に含有される硫黄の混入を招き、鋼中の硫黄濃度が高くなる。また、炭素源の燃焼時間を確保するために精錬時間が長くなり、製造コストが上昇するという問題がある。また更に、炭素源を燃焼させることから、COの発生量が自ずと増加するという問題もある。
ところで、溶銑などの溶融鉄は、転炉への搬送などのために、トピードカーや取鍋などの、転炉と比べてフリーボードが小さい反応容器に収容され得る。一般に、転炉では、脱炭処理が行われることを前提として、脱炭処理により発生するスプラッシュなどの影響を考慮してフリーボードが比較的大きく、2.0~5.0mである。一方、前述の反応容器は、フリーボードが0.8~2.2mである。実際の製鉄所における操業では、溶融鉄に対して、フリーボードが比較的に小さい反応容器でも脱燐処理などの酸化精錬処理が行われる。特許文献1にはこのような場合の反応容器と上吹きランスとの位置的な関係については特に考慮されていない。
 上記特許文献2に開示の方法では、転炉内で発生するCOとランスにより吹き込んだ酸素が溶銑の浴面上で燃焼するため、炉体耐火物の損耗が激しい。
 特許文献3に開示の方法では、添加するAlによりCaOの融点が低下し、CaOの滓化を促進させることができるものの、スラグ中のAl濃度が高まるため、炉体耐火物の損耗を招き、却って、コスト高になることが懸念されるとともに、脱りん速度が低下してしまう。
 特許文献4では、上吹きランスを用いて、転炉で酸化精錬処理を行う際には、吹錬途中に上吹きランス高さが変動する場合がある。上吹きランス高さが変動する場合には、火炎長さとランス高さが大きく異なってしまう。このことにより、粉状精錬剤に効果的に着熱しないことが考えられる。
 さらに、特許文献4では、上吹きランスを用いた、転炉での吹錬に関しており、フリーボードが比較的に小さい反応容器での吹錬に関していない。溶融鉄の酸化精錬処理、例えば、脱燐処理において、反応容器は、転炉と比べてフリーボードが小さいことにより、特許文献4では、粉状精錬剤にバーナー火炎による熱が効果的に着熱しないことが考えられる。また、ランス高さ内で燃焼が完了せず、未燃の燃料ガスが溶融鉄の浴面に到達し、燃焼ガスの分解反応が起こることが予測される。この分解反応は吸熱反応であり、粉状精錬剤への着熱の観点から考えると、通常、脱燐処理などの酸化精錬処理には非常に不利な要因となる。
 さらに、特許文献4、5、6に開示の方法では、4重管あるいは5重管構造からなる上吹きランスが使用され、脱りん剤等を酸素ガスで搬送しているため、純鉄等を含む反応性の粉体を吹き込むことができない。また、吹込み量、プロパンの流量が低く、溶銑配合率を低減するのに十分な効果が期待できない。
 そこで、本発明の目的は、上述したような不具合なしにバーナーの燃焼熱を溶鉄に効率的に付与(着熱)し、溶銑配合率を有利に低減し得る粉体吹込みランス、その吹込みランスを用いた溶融鉄の精錬方法および金属溶湯の溶融還元方法を提案するところにある。
 本発明の他の目的は、バーナー機能を有する粉体吹込みランス(上吹きランス)を用い、この粉体吹込みランス(上吹きランス)の下端にバーナー火炎を形成させて、粉体吹込みランス(上吹きランス)を介して粉状精錬剤をこの火炎で加熱しつつ転炉内の冷鉄源の添加された溶融鉄に吹き付けて、予備脱燐処理や脱炭精錬などの酸化精錬処理を溶銑に施すにあたり、粉状精錬剤を効率良く加熱し、溶銑中の冷鉄源の配合比率を安定して高めることができる溶融鉄の精錬方法を提供することである。
 また本発明の他の目的は、バーナー機能を有する粉体吹込みランス(上吹きランス)を用い、この粉体吹込みランス(上吹きランス)の下端にバーナー火炎を形成させて、粉体吹込みランス(上吹きランス)を介して粉状精錬剤をこの火炎で加熱しつつ、フリーボードが比較的に小さい反応容器内の溶融鉄に吹き付けて、脱燐処理などの酸化精錬処理を溶融鉄に施すにあたり、粉状精錬剤を効率良く加熱し、反応容器内の溶融鉄の熱余裕を高めることができる溶融鉄の精錬方法を提供することである。
上記課題を解決するための本発明の要旨は以下のとおりである。
 (1)円形軌道に沿い間隔をおいて配列され、反応容器に収容された鉄浴中へ酸素ガスを吹込む複数の噴出開口を有する精錬用酸素ガス吹込みノズルと、前記円形軌道の中心軸と同軸になる軸芯を有し、該精錬用酸素ガス吹込みノズルの内側にて火炎を形成するとともに、該火炎によって着熱された粉体を前記鉄浴中へ吹き込む噴出開口を有するバーナーノズルとを備えた粉体吹込みランスにおいて、前記精練用酸素ガス吹込みノズルと前記バーナーノズルとの位置関係を示す指標Aが、下記の条件を満足することを特徴とするバーナー機能を付与した粉体吹込みランス。
                  記
    A=1.7(R-r-d/2)/L+tan(θ-12°)-0.0524>0
     
  R:精練用酸素ガス吹込みノズルのピッチサークルの半径(mm)
  r:バーナーノズルの開口半径(mm)
  d:精練用酸素ノズルの直径(mm)
  θ:精練用酸素がス吹込みノズルの軸芯と、円形軌跡の中心軸とのなす角度(傾角)(°)
  L:ランス高さ(mm)
(2)(1)に記載した粉体吹込みランスが、脱りん吹錬または脱炭吹錬に使用する精錬用上吹ランスであることを特徴とするバーナー機能を付与した粉体吹込みランス。
 (3)(1)または(2)に記載した粉体吹込みランスを用いて反応容器に収容された溶鉄の精錬を行う方法において、
 前記バーナーノズルの燃料として、プロパンガス、Cガス等の気体燃料、重油等の液体燃料およびプラスチック等の固体燃料のうちの1種または2種以上を用いることを特徴とする溶鉄の精錬方法。
 (4)前記鉄浴型精錬炉内に金属酸化物、酸化物系鉱石の粉体または粒体を装入、溶融還元して金属溶湯を得る溶融還元方法において、(1)~(3)のいずれか1に記載した粉体吹込みランスのバーナーノズルを通して、金属酸化物および酸化物系鉱石のうちのいずれか1種または2種以上の粉粒状の副原料を吹き込むことを特徴とする金属溶湯の溶融還元方法。
 (5)粉状精錬剤供給流路と、燃料ガス供給流路と、燃料ガスの燃焼用酸化性ガス供給流路と、精錬用酸化性ガス供給流路とを別々に有する上吹きランスを用いて、前記燃料ガス供給流路から燃料ガスを供給し、かつ、前記燃焼用酸化性ガス供給流路から燃焼用酸化性ガスを供給して、転炉に収容される溶融鉄の浴面に向けて前記上吹きランスのノズル前面に火炎を形成し、
 前記粉状精錬剤供給流路から粉状精錬剤を供給して、該粉状精錬剤を、前記火炎で加熱しながら、溶融鉄の浴面に向けて吹き付けつつ、前記精錬用酸化性ガス供給流路から溶融鉄の浴面に向けて精錬用酸化性ガスを供給する溶融鉄の精錬方法であって、
前記転炉のフリーボードが2.0~5.0mの場合に、前記上吹きランスとして上記(1)に記載のバーナー機能を付与した粉体吹込みランスを用いて
燃料ガスと燃焼用酸化性ガスとの流量比を下記の(1)式を満足させつつ前記火炎を形成することを特徴とする溶融鉄の精錬方法。
 0.4≦(G/F)/(G/F)st≦1.0      ・・・(1)
 但し、(1)式において、G:燃焼用酸化性ガス供給速度(Nm/分)、
 F:燃料ガス供給速度(Nm/分)、
 (G/F)st:燃料ガスと、該燃料ガスを完全燃焼するために必要となる燃焼用酸化性ガスとの化学量論係数の比、である。
 (6)前記燃焼用酸化性ガスの吐出流速Vが、下記の(2)式を満足するように前記燃焼用酸化性ガス供給速度Gを調整することを特徴とする上記(5)に記載の溶融鉄の精錬方法。
0.2≦V/C≦1.0               ・・・(2)
但し、(2)式において、V:燃焼用酸化性ガスの吐出流速(Nm/秒)、
C:音速(Nm/秒)、である。
 (7)前記粉状精錬剤は、酸化鉄と石灰系媒溶剤と可燃性物質とのうちの少なくとも1種類を含んでおり、該粉状精錬剤を不活性ガスとともに溶融鉄の浴面に向けて供給して、冷鉄源が添加された溶融鉄に対して酸化精錬処理を行うことを特徴とする、上記(5)または上記(6)に記載の溶融鉄の精錬方法。
 (8)前記溶融鉄が溶銑であり、前記酸化精錬処理が溶銑の予備脱燐処理であることを特徴とする、上記(7)に記載の溶融鉄の精錬方法。
 (9)粉状精錬剤供給流路と、燃料ガス供給流路と、燃料ガスの燃焼用酸化性ガス供給流路と、精錬用酸化性ガス供給流路とを別々に有する上吹きランスを用いて、前記燃料ガス供給流路から燃料ガスを供給し、かつ、前記燃焼用酸化性ガス供給流路から燃焼用酸化性ガスを供給して、反応容器に収容される溶融鉄の浴面に向けて前記上吹きランスのノズル前面に火炎を形成し、
 酸化鉄と石灰系媒溶剤と可燃性物質とのうちの少なくとも1種類を含む粉状精錬剤を、不活性ガスとともに前記粉状精錬剤供給流路から溶融鉄の浴面に向けて供給して、該粉状精錬剤を、前記火炎で加熱しながら、溶融鉄の浴面に向けて吹き付けつつ、前記精錬用酸化性ガス供給流路から溶融鉄の浴面に向けて精錬用酸化性ガスを供給する溶融鉄の精錬方法であって、
 前記反応容器のフリーボードが0.5~2.0mの場合に、前記上吹きランスとして上記(1)に記載のバーナー機能を付与した粉体吹込みランスを用いて
燃料ガスと燃焼用酸化性ガスとの流量比を下記の(3)式を満足するように、調整しつつ前記火炎を形成することを特徴とする溶融鉄の精錬方法。
 1.0≦(G/F)/(G/F)st≦5.0      ・・・(3)
 但し、(3)式において、G:燃焼用酸化性ガス供給速度(Nm/分)、
 F:燃料ガス供給速度(Nm/分)、
 (G/F)st:燃料ガスと、該燃料ガスを完全燃焼するために必要となる燃焼用酸化性ガスとの化学量論係数との比、である。
 (10)燃焼用酸化性ガス吐出流速が下記の(4)式を満足するように、前記燃焼用酸化性ガス供給速度Gを調整することを特徴とする上記(9)に記載の溶融鉄の精錬方法。
1.0≦V/C≦3.0              ・・・(4)
但し、(4)式において、V:燃焼用酸化性ガスの吐出流速(Nm/秒)、
C:音速(Nm/秒)、である。
 (11)前記溶融鉄が溶銑であり、前記精錬用酸化性ガスを供給して行う溶融鉄の精錬は、溶銑の脱燐処理であることを特徴とする上記(9)または上記(10)に記載の溶融鉄の精錬方法。
 本発明にかかるバーナー機能を付与した粉体吹込みランスによれば、精練用酸素ガス吹込みノズルとバーナーノズルとの位置関係を示す指標Aを、A=1.7(R-r-d/2)/L+tan(θ-12°)-0.0524>0としたため、吹込みにかかる精錬用酸素ガスとバーナーによって形成される火炎の干渉が小さくなり、バーナー火炎の温度が高位に保たれるため、粉体が効率的に加熱され、その結果として溶鉄における着熱効率の向上を図ることができる。
 また、上記の構成からなるバーナー機能を付与した粉体吹込みランスによれば、溶鉄への着熱効率が改善されるため、脱りん吹錬または脱炭吹錬に使用する精錬用上吹ランスとして用いることにより、スクラップを大量に使用でき、溶銑配合率の大幅な低減が可能となる。また、着熱効率の改善により炭材の使用量を削減することが可能であり、COの排出量の削減を図ることができる。
 また、本発明にかかる粉体吹込みランスによれば、バーナーノズルの燃料として、プロパンガス、Cガス等の気体燃料、重油等の液体燃料およびプラスチック等の固体燃料のうちの1種または2種以上を用いることにより鉄浴型精練炉に収容された溶鉄の精錬を行うことができる。
 さらに、上記の構成からなる本発明の粉体吹込みランスによれば、該粉体吹込みランスのバーナーノズルを通して、金属酸化物および酸化物系鉱石のうちのいずれか1種または2種以上の粉粒状の副原料を吹き込むことにより、金属溶湯の溶融還元を行うこともできる。
 さらに、本発明によれば、その先端下方にバーナー火炎を形成するための上吹きランスの燃料ガス供給流路から供給される燃料ガスと、燃焼用酸化性ガス供給流路から供給される燃焼用酸化性ガスとの流量比を、燃料ガスと、該燃料ガスを完全燃焼するために必要となる燃焼用酸化性ガスとの化学量論係数の比に対して、所定の範囲となるように制御するので、上吹きランス高さL(m)と火炎長さl(m)との比(l/L)が0.8以上1.2以下となるように設定することが可能となる。その結果、この火炎の熱を、上吹きランスから供給される粉状精錬剤に効果的に伝達させることができるため、加熱された粉状精錬剤によって、溶融鉄の熱余裕が向上する。その結果、たとえば転炉における溶融鉄の酸化精錬処理において、鉄スクラップなどの冷鉄源の配合比率を大幅に増大させることが可能となる。また、反応容器内の溶融鉄への着熱効率が安定して高く維持するための加炭用の炭材を削減でき、COの排出量の低減という効果もある。
 
図1は本発明の第1の実施の形態に従う粉体吹込みランスを転炉型精錬設備に設置した状態を示した図である。 図2(a)(b)は、本発明の第1の実施の形態に従う粉体吹込みランスの具体的構造を模式的に示した図である。 図3は本発明の第1の実施の形態に従う粉体温度とA値の関係を示した図である。 図4は本発明の第2の実施の形態を実施する際に用いる転炉設備を示す概略断面図である。 図5は本発明の第2の実施の形態を実施する際に用いる上吹きランスの概略拡大縦断面図である。 図6は本発明の第2の実施の形態を実施する際のプロパンガスと燃焼用酸素ガスとの流量比と、火炎長さ指数との関係を示すグラフである。 図7は本発明の第2の実施の形態を実施する際のランス高さLに対する火炎長さlの値(l/L)と、火炎長さlとランス高さLとが等しい場合(l/L=1)を基準とした着熱量に対する、各値(l/L)における着熱量の値(着熱指数)との関係を示すグラフである。 図8は本発明の第3の実施の形態を実施する際に用いる精錬設備を示す概略断面図である。 図9は本発明の第3の実施の形態を実施する際に用いる上吹きランスの概略拡大縦断面図である。 図10は本発明の第3の実施の形態を実施する際のプロパンガスと燃焼用酸素ガスとの流量比と、火炎長さ指数との関係を示すグラフである。 図11は本発明の第3の実施の形態を実施する際のランス高さLに対する火炎長さlの値(l/L)と、火炎長さlとランス高さLとが等しい場合(l/L=1)を基準とした着熱量に対する、各値(l/L)における着熱量の値(着熱指数)との関係を示すグラフである。
(実施の形態1) 
以下、本発明を図面を用いてより具体的に説明する。
 図1は、本発明に従う粉体吹込みランスを転炉型精錬設備に設置した状態を示した図であり、図2(a)(b)は、本発明に従う粉体吹込みランスの先端部分の断面を拡大して示した図である。なお本発明の実施の形態1において反応容器とはたとえば鉄浴型精錬炉が含まれる。
 図における符号1は、炉体である。炉体1は、該炉体1の骨格をなす鉄皮1aと、この鉄皮1aの内側に施工された耐火物層1bから構成されている。
 また、符号2は、炉体1の底部に設けられ、精錬に際してArガスの如き不活性ガスを吹き込んで鉄浴を攪拌するための底吹き羽口、3は、炉体1内に収容された溶鉄、4は、溶鉄上に浮遊するスラグ、5は、先端を下に向けて起立姿勢でもって配置された粉体吹込みランス(上吹きランス)である。
 粉体吹込みランス5の上端には、精錬用酸素ガスを供給する送給管6、燃焼用酸素ガスを供給する送給管7、燃料ガスを供給する送給管8、粉体を供給する送給管9がそれぞれ連結されている。
 さらに、符号10は、上吹きランス5より吹き込まれる粉体、11は、燃料の燃焼によって形成された火炎、12は、粉体10とともに吹き込まれる精錬用酸素ガスである。
 粉体吹込みランス5は、その具体的構造を図2(a)(b)に示したように、ランス本体5aと、このランス本体5aの先端部に一体連結するノズル部5bとから構成されている。
 ランス本体5aは、冷却水循環路mを有する外管5aと、該外管5aの内側に精錬用酸素ガスの吹き込み経路を形成するように同心配置された内管5aからなる。
 また、ノズル部5bには、炉体1に収容された鉄浴中へ酸素ガスを吹き込む精錬用酸素ガス吹込みノズル5bと、バーナーノズル5bが設けられており、粉体10は、内管5aの最内側に形成される通路を通して不活性ガス等の搬送ガスとともに吹き込まれる。
 ランス本体5aの内管5aの内側には、燃焼用酸化性ガスを供給する経路と燃料を供給する経路を形成するための管体5a、5aを適宜同心に配置しておくことができる。この場合、最内側に位置する管体5aが粉体の送給経路を形成する。
 上記の精錬用酸素ガス吹込みノズル5bは、円形軌道K(図2(b)参照)に沿い間隔をおいて配列され、精錬用酸素ガスの吹込み経路につながる複数の噴出開口eを備えている。
 また、バーナーノズル5bは、円形軌道Kの中心軸Kと同軸になる軸芯Jを有し、精錬用酸素ガス吹込みノズル5bの噴出開口eの径方向の内側で火炎11を形成するとともに、該火炎11によって着熱された粉体10を鉄浴中へ吹き込む噴出開口fを備えている。
 上記円形軌道Kは、仮想線で表示されるものであって、噴出開口eの軸芯が円形軌道K上にある場合に、該円形軌道Kを、噴出開口eのピッチサークルと呼ぶこととする。
 ここに、精練用酸素ガス吹込みノズル5bの噴出開口eにおけるピッチサークルの半径をR(mm)、バーナーノズル5bの噴出開口fの半径をr(mm)、精練用酸素ノ
ズル5bの噴出開口eの直径をd(mm)、精練用酸素ガス吹込みノズル5bの噴出開口eの軸芯dと、円形軌跡の中心軸Kとのなす角度(傾角)をθ(°)、ランス高さ(鉄浴浴面からランスのノズル先端に至るまでの高さ)をLとした場合に、精錬用酸素ガス吹込みノズル5aとバーナーノズル5bとは、その位置関係を示し指標をAとすると、A=1.7(R-r-d/2)/L+tan(θ-12°)-0.0524>0の条件を満たすようになっている。
 以下、上記の構成からなる粉体吹込みランスにつき、精錬用酸素ガス吹込みノズル5bと、バーナーノズル5bの位置関係を、A=1.7(R-r-d/2)/L+tan(θ-12°)-0.0524>0とするに至った経緯について説明する。
 まず、発明者らは、ランスを通して金属酸化物や酸化物系の粉体を吹込みに当たり、溶鉄と接触する前に予め吹込みにかかる粉体を加熱することが溶銑配合率を低下させるのに効果的ではないかと考え、粉体の加熱、添加方法についての検討を進めた。
 そして、粉体の加熱状況を調査するため、内径1m、高さ3mの縦型管状炉を用いて、
この縦型管状炉の上部に、中心部から粉体を供給することができるバーナー機能の付与された表1に示す如き条件からなる種々異なる上吹きランスを用いて粉体(サイズ:≦75mmになる石灰を使用)の吹込み実験を行い、吹込みにかかる粉体の温度を、放射温度計を用いて測定した。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
 その結果を図3に示す。図3に示す結果から、粉体吹込みランスにつき、精錬用酸素ガス吹込みノズル5bと、バーナーノズル5bの位置関係を、A=1.7(R-r-d/2)/L+tan(θ-12°)-0.0524>0とすることにより、粉体の温度が著しく上昇することの知見を得るに至ったものである。
 上記の条件は、バーナーガスの噴流と精錬用酸素ガスの噴流の広がりの軌跡から算出したものであり、過剰に精錬用酸素ガスがバーナー火炎と接触(干渉)するとバーナー火炎の温度が低下するという考え方に基づくものであり、これにより、精錬用酸素ガスとバーナー火炎との干渉が小さくなり、バーナー火炎の温度が高位に保たれる結果、粉体が効率的に加熱される。
 本発明によれば、上吹きの精錬用酸素ガスを吹込みながら、脱りん精錬(吹錬)あるいは脱炭精錬を実施するに当たり、副原料である粉体をバーナーの火炎により効率的に加熱しつつ溶鉄に供給することが可能となり、従来と比較して大量のスクラップを溶解することが可能となる。
 そして、その結果として、脱りん、脱炭精錬にかかる溶製コストの削減が可能となり、省資源、省エネルギーが達成される。また、転炉操業の安定化を図ることができるので、工業上有益な効果がもたらされる。
なお、A値は、精錬用酸素ガスの二次燃焼による耐火物の溶損防止の観点から上限値としては、0.20とするのがよい。
 また、ランス高さLは、転炉操業においては、2000~5000mm程度に設定される。フリーボードが0.5~2mの反応容器においては、500~2000mmに設定される。
 本発明に従う粉体吹込みランスを用いて処理する溶鉄としては、高炉等の溶銑製造設備で製造された溶鉄(脱りん工程で用いられる溶鉄)、脱りん工程を経た脱りん溶鉄が好ましい。
 溶鉄の精錬においては、バーナーノズルの燃料として、プロパンガス、Cガス等の気体燃料、重油等の液体燃料およびプラスチック等の固体燃料のうちの1種または2種以上を用いることができる。
 また、鉄浴型精錬炉内に金属酸化物、酸化物系鉱石の粉体または粒体を装入し、溶融還元して金属溶湯を得るに当たっては、酸化物を還元するための炭材および還元熱を補償するための炭材を別途添加する必要がある。ここで、金属酸化物、酸化物系鉱石は鉄鉱石,焼結粉,クロム鉱石,マ ンガン鉱石,製鉄ダストなどをいう。
 上吹きランスとして、上掲図2に示したような構造になるランスを用い、容量が2.5tになる上掲図1に示した如き上底吹き転炉にて表2に示す成分組成になる溶銑を、鉄スクラップとともに装入し、表3の条件のもとで脱りん吹錬を行った。
 そして、その後、出銑、排滓し、さらに同様の上底吹き転炉に脱りん処理した溶銑を鉄スクラップとともに装入して表3の条件のもとに脱炭吹錬を行い、上吹きランスのA値の溶銑配合率に与える影響についての調査を行った。その結果を表4に示す。
 なお、脱りん吹錬では、炉内に鉄スクラップを装入したのち、温度が1350℃になる溶鉄を装入し、上吹きランスから吹錬酸素ガスを供給し、同時に生石灰粉、燃焼酸素ガス、プロパンガスを溶鉄面に向けて吹きつけながら底吹き羽口からアルゴンガスを攪拌ガスとして溶鉄中に吹き込んだ。
 また、この吹錬では、鉄スクラップの装入量は、脱りん処理終了温度が1400℃となるように調整し、生石灰は、炉内スラグの塩基度(mass%CaO/mass%SiO)が2.5となるように添加量を調整した。
 脱炭吹錬では、炉内に鉄スクラップを装入したのち、温度が1350℃になる溶鉄(脱りんした溶鉄)を装入し、上吹きランスから吹錬酸素ガスを供給し、同時に生石灰粉、燃焼酸素ガス、プロパンガスを溶鉄面に向けて吹きつけながら底吹き羽口からアルゴンガスを攪拌ガスとして溶鉄中に吹き込んだ。
 鉄スクラップの装入量は、脱炭処理終了温度が1680℃、炭素濃度が0.05mass%となるように調整した。生石灰は、炉内スラグの塩基度(mass%CaO/mass%SiO)が3.5となるように添加量を調整した。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000004
 表4より明らかなように、本発明に従うバーナー機能を備えた吹込みランスを用いて、脱りん、脱炭吹錬を行った場合においては、鉄スクラップ配合比を高めることが可能であり、溶銑配合率を大幅に低減できることが確かめられた。
 また、本発明に従う吹込みランスを用いて金属溶湯の溶融還元を行うべく、2.5tの溶銑を転炉に装入し、精錬用酸素ガス量:7.5Nm/min、底吹き窒素ガス量:0.25Nm/minの条件でコークスを適宜供給しながら吹錬を開始した。
 そして、溶銑温度が1600℃になるまで昇熱し、溶銑温度が1600℃に達した時点で、上吹きランスからクロム鉱石粉の供給を開始し、溶融還元吹錬を実施した。なお、この溶融還元吹錬においては、溶融還元吹錬の開始とともに上吹きランスからバーナーのプロパンガスと酸素ガスの供給も開始した。
 プロパンガスと酸素ガスの流量は、それぞれ0.2Nm/min、1.0Nm/minとし、 溶融還元吹錬中は、適宜溶銑温度を測定し、溶融還元に適した溶銑温度1600℃になるようにクロム鉱石粉の供給速度を変化させて吹錬を実施した。
 所定の時間(約30分間)を過ぎてから、クロム鉱石粉、プロパンガス、酸素ガスの供給を停止し、さらに、上吹きの酸素ガスの供給のみを行う吹錬を3分行った。
 上記の溶融還元吹錬において、クロム鉱石の使用量指数とA値との関係について調査した結果を、比較例(比較例3、4、吹錬条件は適合例4、適合例5と同じ)の結果とともに表5に示す。なお、表中のクロム鉱石の使用量指数は、適合例5の指数を1.00として比較して表示したものである。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000005
 表5より明らかなように、A値が0以下になる比較例3、比較例4では、溶融還元吹錬でのクロム鉱石の使用量指数が小さくなることが確認された。
 
(実施の形態2)
 本発明の実施の形態2は、転炉に収容された溶銑に対して上吹きランスから精錬用酸化性ガスを供給して行う酸化精錬処理を対象としている。この酸化精錬処理としては、現在、溶銑の予備脱燐処理及び溶銑の脱炭精錬処理が行われており、本発明は、どちらの酸化精錬処理にも適用することができる。本発明を溶銑の脱炭精錬に適用する場合に、予備脱燐処理が施された溶銑に対して本発明を実施しても、予備脱燐処理が施されていない溶銑に対して本発明を実施してもどちらでも構わない。本発明を予備脱燐処理に適用し、この予備脱燐処理によって精錬された溶銑を転炉で脱炭精錬する際にも本発明を適用することができる。
 本発明において使用する溶銑(溶融鉄)は、高炉で製造された溶銑(溶融鉄)であり、この溶銑(溶融鉄)を、溶銑鍋、トピードカーなどの溶銑搬送容器で受銑して、予備脱燐処理及び脱炭精錬を実施する転炉に搬送する。以下、転炉における溶銑の予備脱燐処理を例として、添付図面を参照して本発明を具体的に説明する。
 図4は、本発明を実施する際に用いる転炉設備を示す概略断面図である。図4に示すように、転炉設備101は、炉本体102と、この炉本体102の内部に挿入され、上下方向に移動可能な上吹きランス103と有している。この炉本体102は、その外殻が鉄皮104で構成されている。この鉄皮104の内側に耐火物105が設けられている。炉本体102の上部には、脱燐処理終了後の溶銑126を出湯するための出湯口106が設けられ、また、炉本体102の炉底部には、攪拌用ガス128を吹き込むための複数の底吹き羽口107が設けられている。この底吹き羽口107はガス導入管108と接続されている。転炉は、溶銑鍋またはトピードカーなどの溶銑搬送容器に比べて、フリーボードが大きく、溶銑を強攪拌することが可能であり、これにより、冷鉄源の溶解能力が高いのみならず、少ない石灰系媒溶剤の使用量で迅速に脱燐処理を行うことができる。
 上吹きランス103には、粉状精錬剤供給管109と、燃料ガス供給管110と、燃焼用酸化性ガス供給管111と、精錬用酸化性ガス供給管112と、上吹きランス103を冷却するための冷却水を供給及び排出するための冷却水給水管及び排水管(図示せず)とが接続されている。粉状精錬剤供給管109には、窒素ガス、Arガスなどの不活性ガスとともに、酸化鉄、石灰系媒溶剤、可燃性物質のうちの少なくとも1種を含む粉状精錬剤129が供給される。燃料ガス供給管110には、プロパンガス、液化天然ガス、コークス炉ガスなどのガス燃料が供給される。燃焼用酸化性ガス供給管111には、供給される燃料ガスを燃焼するための、酸素ガスや空気などの燃焼用酸化性ガスが供給される。燃焼用酸化性ガスとしては、一般的に酸素ガスが用いられる。精錬用酸化性ガス供給管112には、酸素ガスなどの精錬用酸化性ガスが供給される。精錬用酸化性ガスとしては、酸素ガス(工業用純酸素)、酸素富化空気、酸素ガスと希ガスとの混合ガスが用いられるが、一般的には、酸素ガスが使用される。図4では、燃焼用酸化性ガス及び精錬用酸化性ガスとして酸素ガスを供給している。
 燃料ガスに代えて、重油、灯油などの炭化水素系の液体燃料を使用することも可能であるが、上吹きランス103の流路出口のノズルなどで目詰まりを起こす恐れがあるので、本実施形態では燃料ガス(気体燃料)を使用することが好ましい。気体燃料を使用すれば、ノズルなどの目詰まりを防止できるだけでなく、供給速度の調整が容易である、着火しやすいので失火を防止できるなどの利点がある。
 上吹きランス103に接続されていない側の、粉状精錬剤供給管109の他端は、粉状精錬剤129を収容したディスペンサー113に接続されている。また、ディスペンサー113は、粉状精錬剤搬送用ガス供給管109Aに接続されている。粉状精錬剤搬送用ガス供給管109Aを通ってディスペンサー113に供給された不活性ガスが、ディスペンサー113に収容された粉状精錬剤129の搬送用ガスとして機能し、ディスペンサー113に収容された粉状精錬剤129は粉状精錬剤供給管109を通って上吹きランス103に供給され、上吹きランス103の先端から溶銑126に向けて吹き付けることができるようになっている。図4では、粉状精錬剤129の搬送用ガスとして窒素ガスが上吹きランス103に供給されている。
 図5は、本発明に係る上吹きランスの概略断面図である。図5に示すように、上吹きランス103は、円筒状のランス本体114と、このランス本体114の下端に溶接などにより接続された銅鋳物製のランスチップ115とを有している。このランス本体114は、最内管120、仕切り管121、内管122、中管123、外管124、最外管125の同心円形状の6種の鋼管、即ち6重管で構成されている。
 粉状精錬剤供給管109は最内管120に連通し、粉状精錬剤129が搬送用ガスとともに最内管120の内部を通過する。燃料ガス供給管110は仕切り管121に連通し、プロパンガスなどの燃料ガスが最内管120と仕切り管121との間隙を通過する。燃焼用酸化性ガス供給管111は内管122に連通し、燃料燃焼用酸化性ガスが仕切り管121と内管122との間隙を通過する。精錬用酸化性ガス供給管112は中管123に連通し、精錬用酸化性ガスが内管122と中管123との間隙を通過する。冷却水給水管及び排水管はそれぞれ外管124または最外管125の何れか一方に連通しており、冷却水が中管123と外管124との間隙及び外管124と最外管125との間隙を通過する。冷却水が中管123と外管124との間隙及び外管124と最外管125との間隙を通過するとしたが、どちらを給水流路としても構わない。冷却水は、ランスチップ115の位置で反転するように構成されている。
 最内管120の内部は、ランスチップ115のほぼ軸心位置に配置された中心孔116と連通し、最内管120と仕切り管121との間隙は、中心孔116の周囲に円環状のノズルまたは同心円上の複数個のノズル孔として開口する燃料ガス噴射孔117と連通し、仕切り管121と内管122との間隙は、燃料ガス噴射孔117の周囲に円環状のノズルまたは同心円上の複数個のノズル孔として開口する燃焼用酸化性ガス噴射孔118と連通し、そして、内管122と中管123との間隙は、燃焼用酸化性ガス噴射孔118の周辺に複数個設置された周囲孔119と連通している。中心孔116は、粉状精錬剤129を搬送用ガスとともに吹き付けるためのノズル、燃料ガス噴射孔117は、燃料ガスを噴射するためのノズル、燃焼用酸化性ガス噴射孔118は、燃料ガスを燃焼する酸化性ガスを噴射するためのノズル、周囲孔119は、精錬用酸化性ガスを吹き付けるためのノズルである。すなわち、最内管120の内部が粉状精錬剤供給流路131となり、最内管120と仕切り管121との間隙が燃料ガス供給流路132となり、仕切り管121と内管122との間隙が燃焼用酸化性ガス供給流路133となり、内管122と中管123との間隙が精錬用酸化性ガス供給流路134となっている。中管123と外管124との間隙及び外管124と最外管125との間隙は、冷却水の給水流路または排水流路となっている。すなわち、上吹きランス103は、粉状精錬剤供給流路131と、燃料ガス供給流路132と、燃焼用酸化性ガス供給流路133と、精錬用酸化性ガス供給流路134とを別々に有しており、更に、冷却水の給水流路及び排水流路を有している。
 中心孔116はストレート形状のノズルで、周囲孔119は、その断面が縮小する部分と拡大する部分の2つの円錐体で構成されるラバールノズルの形状を採っているが、中心孔116も、ラバールノズル形状としても構わない。燃料ガス噴射孔117及び燃焼用酸化性ガス噴射孔118は円環のスリット状に開口するストレート型のノズル、または断面が円形のストレート形状のノズルである。ラバールノズルにおいて、縮小する部分と拡大する部分の2つの円錐体の境界である最も断面が狭い位置をスロートと呼んでいる。
 この構成の転炉設備101を用い、冷鉄源の配合比率を高めるために、本発明に係る脱燐処理を、以下に示すようにして溶銑126に対して実施する。
 まず、炉本体102の内部へ冷鉄源を装入する。使用する冷鉄源としては、製鉄所で発生する鋳片及び鋼板のクロップ屑や市中屑などの鉄スクラップ、磁力選別によってスラグから回収した地金、更には、冷銑、還元鉄などを使用することができる。冷鉄源の配合比率は、装入する全鉄源に対して5質量%以上とすることが好ましい(冷鉄源の配合比率(質量%)=冷鉄源配合量×100/(溶銑配合量+冷鉄源配合量))。冷鉄源の配合比率が5質量%未満では、生産性向上の効果が少ないのみならず、CO発生量の削減効果が少ないからである。冷鉄源の配合比率の上限は特に決める必要はなく、予備脱燐処理後の溶銑温度が目標範囲を維持できる上限まで添加することができる。冷鉄源の装入完了に前後して、攪拌用ガス128の底吹き羽口107からの吹き込みを開始する。
 冷鉄源を炉本体102への装入後、溶銑126を炉本体102へ装入する。用いる溶銑126としてはどのような組成であっても処理することができ、予備脱燐処理の前に脱硫処理や脱珪処理が施されていてもよい。因みに、予備脱燐処理前の溶銑126の主な化学成分は、炭素:3.8~5.0質量%、珪素:0.3質量%以下、燐:0.08~0.2質量%、硫黄:0.05質量%以下程度である。但し、予備脱燐処理時に炉本体内で生成されるスラグ127の量が多くなると脱燐効率が低下するので、炉内でのスラグ発生量を少なくして脱燐効率を高めるために、予備脱燐処理前に溶銑中の珪素を予め除去(「溶銑の脱珪処理」という)して、溶銑中の珪素濃度を0.20質量%以下、望ましくは0.10質量%以下まで予め低減しておくことが好ましい。また、溶銑温度は1200~1400℃の範囲であれば問題なく脱燐処理することができる。脱珪処理を実施した場合には、脱珪処理時に生成したスラグを脱燐処理の前までに排滓する。
 次いで、ディスペンサー113に不活性ガスを供給し、粉状精錬剤129を、上吹きランス103の中心孔116から不活性ガスとともに溶銑126の浴面に向けて吹き付ける。この粉状精錬剤129の吹き付けに前後して、上吹きランス103の燃料ガス噴射孔117から燃料ガスを噴射させるとともに燃焼用酸化性ガス噴射孔118から酸素ガスなどの酸化性ガスを噴射させ、溶銑126の浴面に向けて、上吹きランス103のノズル前面の下方に火炎を形成する。
 上吹きランス103の先端に火炎を発生させるにあたり、上吹きランス高さLと火炎長さlとの比(l/L)が0.8以上1.2以下となるように、下記の(1)式を満足する範囲で、上吹きランス103に供給する燃料ガス供給量と燃焼用酸化性ガス供給量とを調整して、すなわち、燃料ガスと燃焼用酸化性ガスとの流量比を調整して火炎を発生させて、燃料ガスを転炉のフリーボード内で完全燃焼させる。
 0.4≦(G/F)/(G/F)st≦1.0        ・・・(1)
 G:上吹きランスの燃焼用酸化性ガス供給速度(Nm/分)
 F:上吹きランスの燃料ガス供給速度(Nm/分)
(G/F)st:燃料ガスと、該燃料ガスを完全燃焼するために必要となる燃焼用酸化性ガスとの化学量論係数との比。
 ここで、上吹きランス高さLとは、静止時の溶銑126の浴面から、鉛直方向に沿った上吹きランスのノズル前面の先端までの距離である。本発明における上吹きランス高さLの想定値は、2.0~5.0mの範囲である。溶銑126が装入される転炉におけるフリーボードの値が概ね2.0~5.0mの範囲となるからである。尚、フリーボードとは、静止時の溶銑126の浴面から転炉等の精練容器の装入口までの高さ(距離)である。
 (G/F)/(G/F)stの値が0.4を下回るまたは1.0を超えると、炉本体102内の溶銑126の浴面に到達する前に燃料ガスが燃え尽きてしまうか、未燃の燃料が残存してしまい、粉状精錬剤129への着熱効率が悪くなる。(G/F)/(G/F)stの値が0.4以上1.0以下であれば、粉状精錬剤129が上吹きランス3の先端から溶銑126の浴面に到着するまでの距離である上吹きランス高さLに対する、その間で形成される火炎長さlの値(l/L)が0.8以上1.2以下となるように設定することが可能となる。上吹きランス高さLと火炎長さlとの比(l/L)が1に近く、火炎長さlが上吹きランス高さLに対して0.8以上1.2以下の範囲であれば、上吹きランスからの炎によって、火炎に消費される燃料が、粉状精錬剤129を着熱させる目的に照らして効率良く消費されたといえ、かつ、後述する実験2によっても確認されるが、上吹きランスからの炎によって粉状精錬剤129が効果的に着熱され、着熱効率が良好であるといえる。
 上記の(1)式に加えて、燃焼用酸化性ガスの吐出流速V(Nm/秒)を下記の(2)式を満足する範囲に維持することが好ましい。
 0.2≦V/C≦1.0               ・・・(2)
 V:燃焼用酸化性ガスの吐出流速(Nm/秒)
 C:音速(Nm/秒)
 V/Cの値が0.2を下回ると、燃料ガスと燃焼用酸化性ガスとの混合状態が悪くなり、溶銑126の浴面と上吹きランス103の先端との間の空間内で燃料ガスが完全燃焼しにくい。また、V/Cの値が1.0を超えると、燃料ガスが溶銑126の浴面に到達する前に、燃え尽きやすく、粉状精錬剤129への着熱効率が悪くなる。その結果、溶銑(溶融鉄)への着熱効率も悪くなり、鉄スクラップなどの冷鉄源の配合比率を高めにくくなる。
 上記の(1)式を満足する条件で、燃料ガス及び燃焼用酸化性ガスを供給することで、燃料ガス噴射孔117から供給される燃料と、燃焼用酸化性ガス噴射孔118から供給される燃焼用酸化性ガスとは、上吹きランス103の半径方向の全方位で近接しているので、各々干渉し合い、雰囲気温度が高いこともあって、点火装置がなくても燃焼限界範囲内にガス濃度が達した時点で燃焼し、上吹きランス103の下方に火炎が形成される。
 上記の(1)式を満たすように、燃料ガス及び燃焼用酸化性ガスを供給し、かつ、燃焼用酸化性ガスの供給量を調整することによって、ランス高さに合わせた火炎長さを形成することが可能であるかを実験した。
<実験1>
 図4に示す転炉設備101を用いて、燃焼用酸化性ガス供給量を変化させた場合の火炎長さを調査した。転炉設備101の炉本体102は、350トンの溶融鉄を収容することができる。炉本体2に300トンの溶融鉄を収容した。上吹きランス高さLが2.0~5.0mの範囲となる位置に上吹きランス103を配置した。同じ寸法を有するランス本体114を複数用意し、それぞれ設計変更がなされた複数のランスチップ115を用意した。燃料ガスや燃料ガス燃焼用酸化性ガスの気体を供給して上吹きランス103の下端部に火炎を形成した。
 複数のランスチップ115は、中心孔が内径55mmであり、燃料ガス噴射孔が円環状スリットの隙間が6.5mmであり、周囲孔はスロート径が50mmの5孔ラバールノズルでランス中心軸に対して15°の角度で配置されている。一方で、燃焼用酸化性ガス噴射孔118について、複数のランスチップ115の各々は、設計変更がなされている。この燃焼用酸化性ガス噴射孔118は円環状スリットの隙間であり、複数のランスチップ115は、この隙間の幅が16.4mm~25.4mmの範囲のうちで、それぞれ異なる任意の寸法を有する。
 この複数のランスチップ115と、複数のランス本体114とをそれぞれ溶接して、燃焼用酸化性ガス噴射孔118の隙間が相異なる複数の上吹きランス103を準備した。このようにして、火炎の形成に際して、燃焼用酸化性ガスの同一流量(m/秒)においても、燃焼用酸化性ガスの噴出速度(吐出速度(Nm/秒))を変更させることが可能となった。
 燃料ガスとしてはプロパンガス(発熱量:100.5MJ/Nm)を用い、プロパンガスの供給流量(供給速度)Fは、12Nm/分とした。燃料ガス燃焼用酸化性ガス及び精錬用酸化性ガスとしては、酸素ガスを用いた。燃料ガス燃焼用酸化性ガスの供給流量(供給速度)Gは0Nm/分~75Nm/分、精錬用酸化性ガスの供給流量は485Nm/分~560Nm/分とし、炉本体2に吹き込んだ全酸素の供給流量は560Nm/分と一定にした。プロパンガスと、このプロパンガスを完全燃焼するために必要となる燃焼用酸化性とガスの化学量論係数との比の値(G/F)stは、5.0となった。
 また、複数の上吹きランス103のうち、適宜1つの上吹きランス103を選択し、選択した上吹きランス103から燃料ガスと燃焼用酸化性ガスとを吹き込み、安定的な火炎を形成させた後、各条件における火炎長さを目視にて測定した。上吹きランス高さLが2.5mである測定結果を図6に示す。図6中の縦軸の「火炎長さ指数」は、目視で測定した場合における、上吹きランス103の先端部から形成された火炎の先端までの火炎の長さlと、化学量論比での火炎長さlstとの比の値である「l/lst」を意味する。図6中の横軸の「(G/F)/(G/F)st」は、(G/F)stに対する、プロパンガスと、燃焼用酸化性ガスとの流量比である。
 図6に示すように、燃焼用酸化性ガスの供給量を変化させることによって、火炎長さが変化することが分かった。即ち、燃焼用酸化性ガスの供給量を調整することによって、上吹きランス高さLに合わせた適正な火炎長さlを形成することが可能であることがわかった。
 次に、上記の実験1における理論燃焼比「(G/F)/(G/F)st=1」の条件において、上吹きランス高さLを変更し、溶銑への着熱挙動を調査した(実験2)。
<実験2>
 理論燃焼比が1である場合には、理論燃焼比「(G/F)/(G/F)st=1」とした以外は実験1と同様の条件で、燃料ガスや燃料ガス燃焼用酸化性ガスの気体を供給して上吹きランス103の下端部に火炎を形成した。粉状精錬剤に着熱させた。上吹きランス高さLが変更されている各条件における、溶融鉄への着熱量は、溶融鉄の温度上昇から算出した。
 ランス高さLに対する火炎長さlの値(l/L)と、火炎長さlとランス高さLとが等しい場合(l/L=1)を基準とした着熱量に対する、各値(l/L)における着熱量の値(着熱指数)との関係を図7に示す。火炎による着熱された粉状精錬剤による溶銑への着熱が、着熱指数0.8を超えると一応、効率のよい着熱が達成されたと想定するが、図7によれば、そのような(l/L)の値は、0.8~1.2の範囲となったことが確認される。
中心孔116から不活性ガスとともに噴射される粉状精錬剤129は、形成される火炎の熱を受けて加熱または加熱・溶融し、加熱されまたは溶融した状態で溶銑126の浴面に吹き付けられる。これにより、溶銑126に粉状精錬剤129の熱が着熱し、溶銑126の温度が上昇して、添加した冷鉄源の溶解が促進される。粉状精錬剤129は、酸化鉄と石灰系媒溶剤と可燃性物質とのうちの少なくとも1種以上を含むことが好ましい。
 また、その際に、上吹きランス103の周囲孔119から、酸素ガスなどの精錬用酸化性ガスを溶銑126の浴面に向けて吹き付ける。溶銑126の脱燐反応は、溶銑中の燐が酸化性ガスまたは酸化鉄と反応して燐酸化物(P)を形成し、この燐酸化物が石灰系媒溶剤の滓化によって形成されるスラグ127に吸収されることで進行する。しかも、石灰系媒溶剤の滓化が促進されるほど脱燐速度が速くなる。従って、粉状精錬剤129としては、生石灰(CaO)、石灰石(CaCO)、消石灰(Ca(OH))などの石灰系媒溶剤を使用することが好ましい。生石灰に蛍石(CaF)またはアルミナ(Al)等を滓化促進剤として混合したものを石灰系媒溶剤として使用することもできる。また、溶銑126の脱炭吹錬工程で生成する転炉スラグ(CaO-SiO系スラグ)を石灰系媒溶剤の全部または一部として使用することもできる。
 粉状精錬剤129として溶銑126の浴面に吹き付けられた石灰系媒溶剤は直ちに滓化してスラグ127を形成し、また、供給された精錬用酸化性ガスと溶銑中の燐とが反応して燐酸化物が形成される。攪拌用ガス128によって溶銑126とスラグ127とが強攪拌されることも相まって、形成した燐酸化物が滓化したスラグ127に迅速に吸収されて、溶銑126の脱燐反応が速やかに進行する。石灰系媒溶剤を粉状精錬剤129として使用しない場合には、石灰系媒溶剤を炉上ホッパーから別途上置き投入する。
 粉状精錬剤129として、鉄鉱石やミルスケールなどの酸化鉄を使用した場合には、酸化鉄は酸素源として機能し、溶鋼中の燐と反応して脱燐反応が進行する。また、酸化鉄が石灰系媒溶剤と反応して石灰系媒溶剤の表面にFeO-CaOの化合物が形成され、石灰系媒溶剤の滓化が促進され、脱燐反応が促進される。酸化鉄として高炉ダストや転炉ダストなどの可燃性物質を含有するものを使用した場合には、可燃性物質が火炎により燃焼し、上記に加えて可燃性物質の燃焼熱が溶銑126の加熱に寄与する。
 また、粉状精錬剤129として、アルミ灰(Alの地金やスクラップを溶解炉で溶かした時に、Alと空気中の酸素とが反応して生成した、金属Alを30~50質量%含有するAl酸化物)やコークスなどの可燃性物質を使用した場合には、可燃性物質が火炎により燃焼し、燃料の燃焼熱に加えて可燃性物質の燃焼熱が溶銑126の加熱に寄与する。粉状精錬剤129として、石灰系媒溶剤、酸化鉄及び可燃性物質を混合したものを使用する場合には、それぞれの効果を並行して得ることができる。
 上吹ランス103からの火炎によって加熱されているまたは加熱されることによって溶融している粉状精錬剤129の熱が溶銑126に伝達する。更には、溶銑126の上方に存在する、上吹きランス先端の火炎の燃焼熱が溶銑126に伝達する。これらの溶銑126に伝達する熱に加えて溶銑126が激しく攪拌されることも相まって、溶銑中の冷鉄源の溶解が促進される。装入した冷鉄源の溶解が脱燐処理を行っている間に終了する。
 その後、溶銑126の燐濃度が目的とする値かそれ以下になったなら、上吹きランス103から溶銑126への全ての供給を停止して脱燐処理を終了する。脱燐処理後、炉本体102を傾動させて予備脱燐処理の施された溶銑126を、出湯口106を介して、取鍋、転炉装入鍋などの溶銑保持容器に出湯し、出湯した溶銑126を次工程の設備に搬送する。
 以上説明したように、本発明によれば、上吹きランス先端下方にバーナー火炎を形成するための燃料ガスと酸素ガスの供給量を適正に調節することで、様々なランス高さに対応した火炎長さに制御することが可能となる。その結果、上吹きランス103を介して炉本体102内に供給される粉状精錬剤129を溶銑126の浴面に到達するまでの間、連続的に安定して加熱することが実現され、粉状精錬剤129の熱は溶銑126に確実に着熱するので、溶銑126の熱余裕が向上し、転炉設備101における溶銑126の酸化精錬処理において、鉄スクラップなどの冷鉄源の配合比率を大幅に増大することが実現される。
 前述の実験1,2と同様の寸法を有する転炉設備101及び上吹きランス103を用いて、転炉設備101に溶銑と鉄スクラップを装入し、ランス高さを2.5mとして上吹きランス103を炉本体102に挿入し、脱燐吹錬(溶銑の予備脱燐処理)を行った。上吹きランス103には、前述の実験と同様に、燃料としてはプロパンガスを供給し、かつ、燃焼用酸化性ガス及び精錬用酸化性ガスとして酸素ガスを供給した。上吹きランス103は、中心孔は内径55mmであり、燃料ガス噴射孔は円環状スリットの隙間が6.5mmであり、燃焼用酸化性ガス噴射孔は円環状スリットの隙間が16.4~25.4mmであり、周囲孔はスロート径が50mmの5孔ラバールノズルでランス中心軸に対して15°の角度で配置されているものである。円環状スリットの隙間を変化させることで、同一供給速度においても吐出流速を変化させることができる。脱燐吹錬の際、上吹きランス高さLと火炎長さlとの比(l/L)が0.8以上1.2以下となるように、燃料ガス供給流路から供給されるプロパンガスとの供給速度(Nm/分)と、燃焼用酸化性ガス供給流路から供給される燃焼用酸化性ガスとの供給速度(Nm/分)との流量比(G/F)を、燃料ガスと、該燃料ガスを完全燃焼するために必要となる燃焼用酸化性ガスとの化学量論係数の比(G/F)stに対して、0.4~1.0の範囲内となるように、燃焼用酸化性ガスを供給した(本発明例21~25)。比較のために、(G/F)/(G/F)stの値を、0.4~1.0の範囲外となるように、燃焼用酸化性ガスの供給量を完全燃焼に要する量の40%を下回る、または、100%を上回る条件での操業も行った(比較例21,22)。また、本発明例22~23では、燃焼用酸化性ガスの吐出流速V(Nm/秒)を調整して、V/Cを、0.2~1.0の範囲内となるように、燃料ガス燃焼用酸化性ガスが供給されている。一方で、本発明例24~25では、V/Cを、0.2~1.0の範囲外となった。ここで、Cは、音速(Nm/秒)であり、1350℃の溶銑の周りでは、概ね1150m/秒となる。
 鉄スクラップを脱燐処理後に溶け残りが無いよう炉本体202に装入した後、温度が1350℃である300トンの溶銑を装入する。次いで、上吹きランス203から生石灰と鉄鉱石と製鋼ダストとの混合粉、燃料ガス、燃焼用酸化性ガス、精錬用酸化性ガスを溶銑面に向けて吹き付けながら、底吹き羽口7からアルゴンガスを攪拌用ガスとして溶銑中に吹き込んだ。
 鉄スクラップの装入量は、予備脱燐処理終了温度が1400℃となるように調整した。生石灰は、炉内スラグの塩基度(質量%CaO/質量%SiO)が2.5となるように添加量を調整した。
 予備脱燐処理で使用した溶銑の組成を表6に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000006
 使用した製鋼ダストの組成を表7に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000007
 予備脱燐処理における粉状精錬剤吹き込み量、上吹きランスへの各種ガス流量および底吹きガス流量、火炎長さは、表8に示すように設定した。燃料ガス燃焼用酸化性ガスの供給量を調整して、(G/F)/(G/F)stの値及びは、V/Cの値は、表8に示す値となった。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000008
 以上に示した操業条件と操業方法による予備脱燐処理結果を表9に示す。鉄スクラップ配合率を様々に変化させ、装入した鉄スクラップが脱燐処理後に溶け残らない上限の鉄スクラップ配合比率を示している。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000009
 表9から明らかなように、本発明例21~25と比較例21,22とで吹錬時間と鉄スクラップの配合比を比較すると、本発明の方法に従えば溶銑の予備脱燐処理に要する吹錬時間が8分と同じ場合でも、鉄スクラップの配合比を高めた操業が可能となっていることがわかる。このことから、本発明によれば、高能率で溶銑の予備脱燐処理を行うことが可能である。
 また、V/Cの値が、0.2以上1.0以下を満たす本発明例21~23では、満たさない本発明例4,5に比べて、鉄スクラップの配合比を高めた操業が可能となっていることがわかる。このことから、V/Cの値が、0.2以上1.0以下である方が、高能率で溶銑の予備脱燐処理を行うことが可能である。
(実施の形態3)
 本発明は、トピードカーや溶銑鍋、電気炉などのフリーボードが小さい反応容器に収容された溶融鉄に対して上吹きランスから精錬用酸化性ガスを供給して行う酸化精錬処理を対象としている。この酸化精錬処理としては、現在、溶銑及び溶鋼の脱燐処理及び溶銑の脱炭精錬処理などが行われており、本発明は、いずれの酸化精錬処理にも適用することができる。本発明を溶銑の脱炭精錬に適用する場合に、脱燐処理が施された溶銑に対して本発明を実施しても、脱燐処理が施されていない溶銑に対して本発明を実施してもどちらでも構わない。本発明を溶銑の脱燐処理に適用し、この脱燐処理によって精錬された溶銑を反応容器で脱炭精錬する際にも本発明を適用することができる。
 本発明は、反応容器で、酸化精錬処理を溶融鉄に施す溶融鉄の精錬方法に関しているが、以下の実施形態では、溶融鉄の例として、高炉で製造された溶銑を代表とし、この溶銑の反応容器内での脱燐処理を例として、図面を参照して本発明を具体的に説明する。
 図8は、本発明を実施する際に用いる精錬設備を示す概略断面図である。図8に示すように、精錬設備201は、反応容器202と、この反応容器202の内部に挿入され、上下方向に移動可能な上吹きランス203と有している。この反応容器202の内側には、耐火物が設けられている。上吹きランス203には、粉状精錬剤供給管204と、燃料ガス供給管205と、燃焼用酸化性ガス供給管206と、精錬用酸化性ガス供給管207と、上吹きランス208を冷却するための冷却水を供給及び排出するための冷却水給水管及び排水管(図示せず)とが接続されている。粉状精錬剤供給管204には、窒素ガス、Arガスなどの不活性ガスとともに、酸化鉄、石灰系媒溶剤、可燃性物質のうちの少なくとも1種を含む粉状精錬剤228が供給される。燃料ガス供給管205には、プロパンガス、液化天然ガス、コークス炉ガスなどのガス燃料が供給される。燃焼用酸化性ガス供給管6には、供給される燃料ガスを燃焼するための、酸素ガスや空気などの燃焼用酸化性ガスが供給される。燃焼用酸化性ガスとしては、一般的に酸素ガスが用いられる。精錬用酸化性ガス供給管7には、酸素ガスなどの精錬用酸化性ガスが供給される。精錬用酸化性ガスとしては、酸素ガス(工業用純酸素)、酸素富化空気、酸素ガスと希ガスとの混合ガスが用いられるが、一般的には、酸素ガスが使用される。図8では、燃焼用酸化性ガス及び精錬用酸化性ガスとして酸素ガスを供給している。
 燃料ガスに代えて、重油、灯油などの炭化水素系の液体燃料を使用することも可能であるが、上吹きランス203の流路出口のノズルなどで目詰まりを起こす恐れがあるので、本実施形態では燃料ガス(気体燃料)を使用することが好ましい。気体燃料を使用すれば、ノズルなどの目詰まりを防止できるだけでなく、供給速度の調整が容易である、着火しやすいので失火を防止できるなどの利点がある。
 上吹きランス203に接続されていない側の、粉状精錬剤供給管204の他端は、粉状精錬剤228を収容したディスペンサー213に接続されている。また、ディスペンサー213は、粉状精錬剤搬送用ガス供給管204Aに接続されている。粉状精錬剤搬送用ガス供給管204Aを通ってディスペンサー213に供給された不活性ガスが、ディスペンサー213に収容された粉状精錬剤228の搬送用ガスとして機能し、ディスペンサー213に収容された粉状精錬剤228は粉状精錬剤供給管204を通って上吹きランス203に供給され、上吹きランス203の先端から溶銑226に向けて吹き付けることができるようになっている。図8では、粉状精錬剤228の搬送用ガスとして窒素ガスが上吹きランス203に供給されている。
 図9は、本発明に係る上吹きランスの概略断面図である。図9に示すように、上吹きランス203は、円筒状のランス本体214と、このランス本体214の下端に溶接などにより接続された銅鋳物製のランスチップ215とを有している。このランス本体214は、最内管220、仕切り管221、内管222、中管223、外管224、最外管225の同心円形状の6種の鋼管、即ち6重管で構成されている。
 粉状精錬剤供給管204は最内管220に連通し、粉状精錬剤228が搬送用ガスとともに最内管220の内部を通過する。燃料ガス供給管205は仕切り管221に連通し、プロパンガスなどの燃料ガスが最内管220と仕切り管221との間隙を通過する。燃焼用酸化性ガス供給管206は内管222に連通し、燃料燃焼用酸化性ガスが仕切り管221と内管222との間隙を通過する。精錬用酸化性ガス供給管207は中管223に連通し、精錬用酸化性ガスが内管222と中管223との間隙を通過する。冷却水給水管及び排水管はそれぞれ外管224または最外管225の何れか一方に連通しており、冷却水が中管223と外管224との間隙及び外管224と最外管225との間隙を通過する。冷却水が中管223と外管224との間隙及び外管224と最外管225との間隙を通過するとしたが、どちらを給水流路としても構わない。冷却水は、ランスチップ215の位置で反転するように構成されている。
 最内管220の内部は、ランスチップ215のほぼ軸心位置に配置された中心孔216と連通し、最内管220と仕切り管221との間隙は、中心孔216の周囲に円環状のノズルまたは同心円上の複数個のノズル孔として開口する燃料ガス噴射孔217と連通し、仕切り管221と内管222との間隙は、燃料ガス噴射孔217の周囲に円環状のノズルまたは同心円上の複数個のノズル孔として開口する燃焼用酸化性ガス噴射孔218と連通し、そして、内管222と中管223との間隙は、燃焼用酸化性ガス噴射孔218の周辺に複数個設置された周囲孔219と連通している。中心孔216は、粉状精錬剤228を搬送用ガスとともに吹き付けるためのノズル、燃料ガス噴射孔217は、燃料ガスを噴射するためのノズル、燃焼用酸化性ガス噴射孔218は、燃料ガスを燃焼する酸化性ガスを噴射するためのノズル、周囲孔219は、精錬用酸化性ガスを吹き付けるためのノズルである。すなわち、最内管220の内部が粉状精錬剤供給流路231となり、最内管220と仕切り管221との間隙が燃料ガス供給流路232となり、仕切り管221と内管222との間隙が燃焼用酸化性ガス供給流路233となり、内管222と中管223との間隙が精錬用酸化性ガス供給流路234となっている。中管223と外管224との間隙及び外管24と最外管25との間隙は、冷却水の給水流路または排水流路となっている。言い換えると、上吹きランス203は、粉状精錬剤供給流路231と、燃料ガス供給流路232と、燃焼用酸化性ガス供給流路233と、精錬用酸化性ガス供給流路234とを別々に有しており、更に、冷却水の給水流路及び排水流路を有している。
 中心孔216はストレート形状のノズルで、周囲孔219は、その断面が縮小する部分と拡大する部分の2つの円錐体で構成されるラバールノズルの形状を採っているが、中心孔216も、ラバールノズル形状としても構わない。燃料ガス噴射孔217及び燃焼用酸化性ガス噴射孔218は円環のスリット状に開口するストレート型のノズル、または断面が円形のストレート形状のノズルである。ラバールノズルにおいて、縮小する部分と拡大する部分の2つの円錐体の境界である最も断面が狭い位置をスロートと呼んでいる。
 この構成の精錬設備201を用い、溶銑の配合比率を下げ、冷鉄源の配合比率を高めるため、すなわち、溶銑(溶融鉄)の熱余裕を上げるために、本発明に係る脱燐処理を、以下に示すようにして溶銑226に対して実施する。
 まず、反応容器202の内部へ冷鉄源を装入する。使用する冷鉄源としては、製鉄所で発生する鋳片及び鋼板のクロップ屑や市中屑などの鉄スクラップ、磁力選別によってスラグから回収した地金、更には、冷銑、還元鉄などを使用することができる。冷鉄源の配合比率は、装入する全鉄源に対して5質量%以上とすることが好ましい(冷鉄源の配合比率(質量%)=冷鉄源配合量×100/(溶銑配合量+冷鉄源配合量))。冷鉄源の配合比率が5
質量%未満では、生産性向上の効果が少ないのみならず、CO発生量の削減効果が少ないからである。冷鉄源の配合比率の上限は特に決める必要はなく、脱燐処理後の溶銑温度が目標範囲を維持できる上限まで添加することができる。
 冷鉄源を反応容器202への装入後、溶銑226を反応容器202へ装入する。用いる溶銑226としてはどのような組成であっても処理することができる。予備脱燐処理の前に脱硫処理や脱珪処理が施されていてもよい。因みに、予備脱燐処理前の溶銑226の主な化学成分は、炭素:3.8~5.0質量%、珪素:0.3質量%以下、燐:0.08~0.2質量%、硫黄:0.05質量%以下程度である。但し、予備脱燐処理時に反応容器202内で生成されるスラグ227の量が多くなると脱燐効率が低下するので、炉内でのスラグ発生量を少なくして脱燐効率を高めるために、転炉で脱炭精錬する前の予備脱燐処理前に溶銑中の珪素を予め除去(「溶銑の脱珪処理」という)して、溶銑中の珪素濃度を0.20質量%以下、望ましくは0.10質量%以下まで予め低減しておくことが好ましい。また、溶銑温度は1200~1400℃の範囲であれば問題なく脱燐処理することができる。脱珪処理を実施した場合には、脱珪処理時に生成したスラグを脱燐処理の前までに排滓する。
 次いで、ディスペンサー213に不活性ガスを供給し、粉状精錬剤228を、上吹きランス203の中心孔216から不活性ガスとともに溶銑226の浴面に向けて吹き付ける。この粉状精錬剤228の吹き付けに前後して、上吹きランス203の燃料ガス噴射孔217から燃料ガスを噴射させるとともに燃焼用酸化性ガス噴射孔218から酸素ガスなどの酸化性ガスを噴射させ、溶銑226の浴面に向けて、上吹きランス203のノズル前面の下方に火炎を形成する。
 上吹きランス203の先端に火炎を発生させるにあたり、上吹きランス高さLと火炎長さlとの比(l/L)が0.8以上1.2以下となるように、下記の(3)式を満足する範囲で、上吹きランス203に供給する燃料ガス供給量と燃焼用酸化性ガス供給量とを調整して、すなわち、燃料ガスと燃焼用酸化性ガスとの流量比と、音速に対する燃焼用酸化性ガス吐出流速とを所定の範囲となるように調整して火炎を発生させて、燃料ガスを反応容器のフリーボード内で完全燃焼させる。
 1.0≦(G/F)/(G/F)st≦5.0        ・・・(3)
 G:上吹きランスの燃焼用酸化性ガス供給速度(Nm/分)
 F:上吹きランスの燃料ガス供給速度(Nm/分)
 (G/F)st:燃料ガスと、該燃料ガスを完全燃焼するために必要となる燃焼用酸化性ガスとの化学量論係数との比。
 ここで、上吹きランス高さLとは、静止時の溶銑226の浴面から、鉛直方向に沿った上吹きランスのノズル前面の先端までの距離である。本発明における上吹きランス高さLの想定値は、0.5~2.0mの範囲である。溶銑226が装入される精練容器におけるフリーボードの値が概ね0.5~2.0mの範囲となるからである。尚、フリーボードとは、静止時の溶銑226の浴面から反応容器の装入口までの高さ(距離)である。
 (G/F)/(G/F)stの値が1.0を下回るまたは5.0を超えると、反応容器202内の溶銑226の浴面に到達する前に燃料ガスが燃え尽きてしまう、または未燃の燃料が残存してしまい、粉状精錬剤228への着熱効率が悪くなる。(G/F)/(G/F)stの値が1.0以上5.0以下であれば、粉状精錬剤228が上吹きランス203の先端から溶銑226の浴面に到着するまでの距離である上吹きランス高さLに対する、その間で形成される火炎長さlの値(l/L)が0.8以上1.2以下となるように設定することが可能となる。上吹きランス高さLと火炎長さlとの比(l/L)が1に近く、火炎長さlが上吹きランス高さLに対して0.8以上1.2以下の範囲であれば、上吹きランスからの炎によって、火炎に消費される燃料が、粉状精錬剤228を着熱させる目的に照らして効率良く消費されたといえ、かつ、後述する実験2によっても確認されるが、上吹きランスからの炎によって粉状精錬剤228が効果的に着熱され、着熱効率が良好であるといえる。
 上記の(3)式に加えて、燃焼用酸化性ガス吐出流速が下記の(4)式を満足する範囲で、燃焼用酸化性ガス供給速度Gを調整して火炎を発生させることが好ましい。
 1.0≦V/C≦3.0                ・・・(4)
 V:燃焼用酸化性ガスの吐出流速(Nm/秒)
 C:音速(Nm/秒)
 V/Cの値が1.0を下回ると、燃料ガスと燃焼用酸化性ガスとの混合状態が悪くなり、フリーボードの小さい反応容器であっても、溶銑(溶融鉄)226の浴面と上吹きランス203の先端との間の空間内で燃料ガスが完全燃焼しにくい。また、V/Cの値が3.0を超えると、燃料ガスが溶銑226の浴面に到達する前に、燃え尽きやすく、粉状精錬剤228への着熱効率が悪くなる。その結果、溶銑(溶融鉄)への着熱効率も悪くなり、熱余裕を向上させることが難しい。ひいては、溶銑226(溶融鉄)に鉄スクラップなどの冷鉄源を加える場合には、その冷鉄源の配合比率を高めにくくなる。
 上記の(3)式及び(4)式を満足する条件で、燃料ガス及び燃焼用酸化性ガスを供給することで、燃料ガス噴射孔217から供給される燃料と、燃焼用酸化性ガス噴射孔218から供給される燃焼用酸化性ガスとは、上吹きランス203の半径方向の全方位で近接しているので、各々干渉し合い、雰囲気温度が高いこともあって、点火装置がなくても燃焼限界範囲内にガス濃度が達した時点で燃焼し、上吹きランス203の下方に火炎が形成され、更には、溶鉄(溶融鉄)への更なる着熱効率の向上も期待できる。
 次に、上記の(3)式及び(4)式を満たすように、燃料ガス及び燃焼用酸化性ガスを供給し、かつ、燃焼用酸化性ガスの供給量を調整することで、ランス高さLに合わせた火炎長さlを形成することが可能であることを次の実験によって確認した。
<実験3>
 図8に示す精錬設備1と同様の反応容器設備を用いて、燃焼用酸化性ガス供給量(Nm/分)及び燃焼用酸化性ガスの噴出速度(吐出速度(Nm/秒))を変化させた場合の火炎長さを調査した。精錬設備201の反応容器202は、200トンの溶融鉄を収容することができる。上吹きランス高さLが0.5~2.0mの範囲となる位置に上吹きランス203を配置した。同じ寸法を有するランス本体214を複数用意し、それぞれ設計変更がなされた複数のランスチップ215を用意した。
 複数のランスチップ215は、中心孔が内径11.5mmであり、燃料ガス噴射孔が円環状スリットの隙間が1mmであり、周囲孔はスロート径が4.3mmの3孔ラバールノズルでランス中心軸に対して15°の角度、つまりランス中心軸と同等の角度で配置されているという点でそれぞれ共通している。一方で、燃焼用酸化性ガス噴射孔218について、複数のランスチップ215の各々は、設計変更がなされている。この燃焼用酸化性ガス噴射孔218は円環状スリットの隙間であり、複数のランスチップ215は、この隙間の幅が0.5mm~1.5mmの範囲のうちで、それぞれ異なる任意の寸法を有する。
 この複数のランスチップ215と、複数のランス本体214とをそれぞれ溶接して、燃焼用酸化性ガス噴射孔218の隙間が相異なる複数の上吹きランス203を準備した。このようにして、火炎の形成に際して、燃焼用酸化性ガスの同一流量(Nm/秒)においても、燃焼用酸化性ガスの噴出速度(吐出速度(Nm/秒))を変更させることが可能となった。
 複数の上吹きランス203のうち、適宜1つの上吹きランス203を選択し、選択した上吹きランス203から、燃料ガスや燃料ガス燃焼用酸化性ガスの気体を供給して上吹きランス203の下端部に火炎を形成した。粉状精錬剤は、上吹きランス203の中心の円形ストレート型の中心孔から、燃料ガスは円環状(リング状)の燃料ガス噴射孔から、燃料ガスの燃焼用酸化性ガスは円環状(リング状)の燃焼用酸化性ガス噴射孔から、精錬用酸化性ガスは同心円上に配置した複数個のラバールノズル型の周囲孔から反応容器2内に供給した。このようにして、複数回、火炎を形成した。
 燃料ガスとしてはプロパンガス(発熱量:100.5MJ/Nm)を用い、プロパンガスの供給流量(供給速度)Fは、1.0Nm/分とした。燃料ガス燃焼用酸化性ガス及び精錬用酸化性ガスとしては、酸素ガスを用いた。燃料ガス燃焼用酸化性ガスの供給流量(供給速度)Gは5Nm/分~8.8Nm/分、精錬用酸化性ガスの供給流量は46.2m/分~50Nm/分とし、反応容器2に吹き込んだ全酸素の供給流量は55Nm/分と一定にした。プロパンガスと、このプロパンガスを完全燃焼するために必要となる燃焼用酸化性ガスとの化学量論値との比の値(G/F)stは、5.0となった。また、燃焼用酸化性ガスの吐出流速を音速以上とした。
 上吹きランス203から燃料ガスと燃焼用酸化性ガスとを吹き込み、安定的な火炎を形成させた後、各条件における火炎長さを目視にて測定した。測定結果を図10に示す。図10中の横軸の「(G/F)/(G/F)st」は、(G/F)stに対する、プロパンガスと、燃焼用酸化性ガスとの流量比である。図10中の縦軸の「火炎長さ指数」は、lと、化学量論比での火炎長さlstとの比「l/lst」を意味する。(G/F)stにおける、プロパンガスの供給流量(供給速度)Fは、1.0Nm/分であり、燃料ガス燃焼用酸化性ガスの供給流量(供給速度)Gは、5.0Nm/分であった。この場合の火炎長さは1.2mであった。
 図10に示すように、燃焼用酸化性ガスの供給量を変化させ、かつ燃焼用酸化性ガスの吐出流速を音速以上とすることによって、燃料ガスと燃焼用酸化性ガスとが完全燃焼する理論燃焼時の火炎の長さに対する、火炎長さの値が変化することが分かった。結果的に、(G/F)stのときの火炎長さlが0.9mであり、上吹きランス高さLが0.8mであるため、燃焼用酸化性ガスの供給量を調整することによって、ランス高さに合わせた適正な火炎長さを形成することが可能であると言える。
 次に、上記の実験3における理論燃焼比「(G/F)/(G/F)st=1」の条件において、上吹きランス高さLを変更し、溶銑への着熱挙動を調査した(実験4)。
<実験4>
 理論燃焼比が1である場合には、理論燃焼比「(G/F)/(G/F)st=1」とした以外は実験3と同様の条件で、燃料ガスや燃料ガス燃焼用酸化性ガスの気体を供給して上吹きランス203の下端部に火炎を形成した。(G/F)/(G/F)st=1の場合には、l=0.9mとなる。粉状精錬剤に着熱させた。上吹きランス高さLが変更されている各条件における、溶銑への着熱量は、溶鉄の温度上昇から算出した。ランス高さLに対する火炎長さlの値(l/L)と、火炎長さlとランス高さLとが等しい場合(l/L=1)を基準とした着熱量に対する、各値(l/L)における着熱量の値(着熱指数)との関係を図4に示す。火炎による着熱された粉状精錬剤による溶銑への着熱が、着熱指数0.8を超えると一応、効率のよい着熱が達成されたと想定するが、図4によれば、そのような(l/L)の値は、0.8~1.2の範囲となったことが確認される。
 中心孔216から不活性ガスとともに噴射される粉状精錬剤228は、形成される火炎の熱を受けて加熱または加熱・溶融し、加熱されまたは溶融した状態で溶銑226の浴面に吹き付けられる。これにより、溶銑226に粉状精錬剤228の熱が着熱し、溶銑226の温度が上昇して、添加した冷鉄源の溶解が促進される。
 また、その際に、上吹きランス203の周囲孔219から、酸素ガスなどの精錬用酸化性ガスを溶銑226の浴面に向けて吹き付ける。溶銑226の脱燐反応は、溶銑中の燐が酸化性ガスまたは酸化鉄と反応して燐酸化物(P)を形成し、この燐酸化物が石灰系媒溶剤の滓化によって形成されるスラグ227に吸収されることで進行する。しかも、石灰系媒溶剤の滓化が促進されるほど脱燐速度が速くなる。従って、粉状精錬剤228としては、生石灰(CaO)、石灰石(CaCO)、消石灰(Ca(OH))などの石灰系媒溶剤を使用することが好ましい。生石灰に蛍石(CaF)またはアルミナ(Al)を滓化促進剤として混合したものを石灰系媒溶剤として使用することもできる。また、溶銑226の脱炭吹錬工程で生成する転炉スラグ(CaO-SiO系スラグ)を石灰系媒溶剤の全部または一部として使用することもできる。
 粉状精錬剤228として溶銑226の浴面に吹き付けられた石灰系媒溶剤は直ちに滓化してスラグ227を形成し、また、供給された精錬用酸化性ガスと溶銑中の燐とが反応して燐酸化物が形成される。形成した燐酸化物が滓化したスラグ227に迅速に吸収されて、溶銑226の脱燐反応が速やかに進行する。石灰系媒溶剤を粉状精錬剤228として使用しない場合には、石灰系媒溶剤をホッパーなどから別途上置き投入する。
 粉状精錬剤228として、鉄鉱石やミルスケールなどの酸化鉄を使用した場合には、酸化鉄は酸素源として機能し、溶鋼中の燐と反応して脱燐反応が進行する。また、酸化鉄が石灰系媒溶剤と反応して石灰系媒溶剤の表面にFeO-CaOの化合物が形成され、石灰系媒溶剤の滓化が促進され、脱燐反応が促進される。酸化鉄として高炉ダストや転炉ダストなどの可燃性物質を含有するものを使用した場合には、可燃性物質が火炎により燃焼し、上記に加えて可燃性物質の燃焼熱が溶銑226の加熱に寄与する。
また、粉状精錬剤228として、アルミ灰(Alの地金やスクラップを溶解炉で溶かした時に、Alと空気中の酸素とが反応して生成した、金属Alを30~50質量%含有するAl酸化物)やコークスなどの可燃性物質を使用した場合には、可燃性物質が火炎により燃焼し、燃料の燃焼熱に加えて可燃性物質の燃焼熱が溶銑226の加熱に寄与する。粉状精錬剤228として、石灰系媒溶剤、酸化鉄及び可燃性物質を混合したものを使用する場合には、それぞれの効果を並行して得ることができる。
 上吹ランス203からの火炎によって加熱されているまたは加熱されることによって溶融している粉状精錬剤228の熱が溶銑226に伝達する。更には、溶銑226の上方に存在する、上吹きランス先端の火炎の燃焼熱が溶銑226に伝達する。これらの溶銑226に伝達する熱に加えて溶銑226が激しく攪拌されることも相まって、溶銑中の冷鉄源の溶解が促進される。装入した冷鉄源の溶解が脱燐処理を行っている間に終了する。
 その後、溶銑226の燐濃度が目的とする値かそれ以下になったなら、上吹きランス203から溶銑226への全ての供給を停止して脱燐処理を終了する。
 以上説明したように、本発明によれば、上吹きランス先端下方にバーナー火炎を形成するための燃料ガスの、燃料ガス噴射孔212における単位断面積あたりの投入熱量を制御し、かつ、酸素ガスの供給量を適正に制御することで、様々なランス高さに応じて、ランス高さ以下の火炎長さに制御することが可能となる。その結果、上吹きランス203を介して反応容器202内に供給される粉状精錬剤228を溶銑226の浴面に到達するまでの間、連続的に安定して加熱することが実現され、粉状精錬剤228の熱は溶銑226に確実に着熱するので、溶銑226の熱余裕が向上する。精錬設備201における溶融鉄として溶銑226を用い、この溶銑226に対する酸化精錬処理において、鉄スクラップなどの冷鉄源の配合比率を大幅に増大することが実現される。
 本発明は、反応容器における溶融鉄の酸化精錬に関するものであり、例えば、溶銑226を転炉で脱炭処理して溶鋼を得て、その溶鋼を別の反応容器に移し、その別の反応容器で溶鋼を酸化精錬することにも適用することが可能である。本発明によって、溶銑及び溶鋼などの溶融鉄の熱余裕が向上する。
 前述の実験3,4と同様の寸法を有する精錬設備201及び、前述の実験と同様に複数の上吹きランス203を用いて、精錬設備201に溶銑226と鉄スクラップを装入し、ランス高さを調整して、上吹きランス203を反応容器202に挿入し、複数回の脱燐吹錬(溶銑の予備脱燐処理)を行った。
 上吹きランス203には、前述の実験と同様の条件で、燃料としてはプロパンガスを供給し、かつ、燃焼用酸化性ガス及び精錬用酸化性ガスとして酸素ガスを供給した。脱燐吹錬の際、上吹きランス高さLと火炎長さlとの比(l/L)が0.8以上1.2以下となるように、燃焼用酸化性ガスの供給量を調整した。(1)燃料ガス供給流路から供給されるプロパンガスとの供給速度(Nm/分)と、燃焼用酸化性ガス供給流路から供給される燃焼用酸化性ガスとの供給速度(Nm/分)との流量比(G/F)を、燃料ガスと、該燃料ガスを完全燃焼するために必要となる燃焼用酸化性ガスとの化学量論係数の比(G/F)stに対して、1.0~5.0の範囲内となるように燃焼用酸化性ガスを供給し、かつ(2)音速に対する、燃焼用酸化性ガスの吐出流速(m/秒)(V/C)の値を1.0~3.0の範囲内となるように、燃料ガス噴射孔のスリットの隙間が相異なる複数の上吹きランス203のうち、燃焼用酸化性ガス噴射孔18の隙間について所望寸法を有する上吹きランス203を適宜用いて、燃焼用酸化性ガスの吐出速度(Nm/秒)を調整した。(本発明例31~35)。また、(V/C)の値を1.0~3.0の範囲外となるような上吹きランス3を適宜用いて、燃焼用酸化性ガスの吐出速度(Nm/秒)を調整することを除いて、本発明例1の条件と同様に操業を行った(本発明例36,37)。
 本発明例31~37との比較のために、(G/F)/(G/F)stの値を、1.0~5.0の範囲外となるように、燃焼用酸化性ガスの供給量を完全燃焼に要する量とした条件での操業も行った(比較例31,32)。ここで、Cは、音速(Nm/秒)であり、1350℃の溶銑の周りでは、概ね1150m/秒となる。
 鉄スクラップを脱燐処理後に溶け残りが無いよう反応容器202に装入した後、温度が1350℃である200トンの溶銑を装入する。次いで、上吹きランス203から生石灰と鉄鉱石と製鋼ダストとの混合粉、燃料ガス、燃焼用酸化性ガス、精錬用酸化性ガスを溶銑面に向けて吹き付けた。
 鉄スクラップの装入量は、予備脱燐処理終了温度が1400℃となるように調整した。生石灰は、炉内スラグの塩基度(質量%CaO/質量%SiO)が2.5となるように添加量を調整した。
 脱燐処理で使用した溶銑の組成を表10に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000010
 使用した製鋼ダストの組成を表11に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000011
 脱燐処理における粉状精錬剤吹き込み量、上吹きランスへの各種ガス流量、上吹きランス高さ、火炎長さlは、表12に示すように設定した。燃料ガス燃焼用酸化性ガスの供給量を調整して、(G/F)/(G/F)stの値及びは、V/Cの値は、表12に示す値となった。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000012
 以上に示した操業条件と操業方法による脱燐処理結果を表13に示す。鉄スクラップ配合率を様々に変化させ、装入した鉄スクラップが脱燐処理後に溶け残らない上限の鉄スクラップ配合比率を示している。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000013
表13から明らかなように、本発明例31~37と比較例31、32とで吹錬時間と鉄スクラップの配合比を比較すると、本発明の方法に従えば溶銑の予備脱燐処理に要する吹錬時間が8分と同じ場合でも、溶銑中の鉄スクラップ配合比を高めた操業が可能となっていることがわかる。また、V/Cの値が、1.0以上3.0以下を満たす本発明例31~35では、満たさない本発明例6,7に比べて、鉄スクラップの配合比を高めた操業が可能となっていることがわかる。このことから、V/Cの値が、1.0以上3.0以下である方が、高能率で溶銑の予備脱燐処理を行うことが可能である。
 
 本発明によれば、バーナーの燃焼熱を、粉体を通して溶融鉄に効率よく伝達することができるため、溶融鉄における着熱効率の改善が可能であり、転炉等の反応容器で脱りん精錬、脱炭精錬を行うに当たってスクラップの大量使用により溶銑配合率を大幅に低減することができる。
 また、本発明によれば、着熱効率の改善により、炭材の使用量を削減することが可能であり、COの排出量を低減することができる。
1   炉体
1a  鉄皮
1b  耐火物層
2   底吹き羽口
3   溶鉄
4   スラグ
5   粉体吹込みランス
5a  ランス本体
5a1   外管
5a2  内管
5a3   管体
5a4  管体
5b  ノズル部
5b1  精錬用酸素吹込みノズル
5b2  バーナーノズル 
6   精錬用酸素ガスを供給する送給管
7   燃焼用酸素ガスを供給する送給管
8   燃料ガスを供給する送給管
9   粉体を供給する送給管
10  粉体
11  火炎
12  精錬用酸素ガス
e   噴出開口
f   噴出開口
101 転炉設備
102 炉本体
103 上吹きランス
104 鉄皮
105 耐火物
106 出湯口
107 底吹き羽口
108 ガス導入管
109 粉状精錬剤供給管
109A 精錬剤搬送用ガス供給管
110 燃料ガス供給管
111 燃焼用酸化性ガス供給管
112 精錬用酸化性ガス供給管
113 ディスペンサー
114 ランス本体
115 ランスチップ
116 中心孔
117 燃料ガス噴射孔
118 燃焼用酸化性ガス噴射孔
19 周囲孔
120 最内管
121 仕切り管
122 内管
123 中管
124 外管
125 最外管
126 溶銑
127 スラグ
128 攪拌用ガス
129 粉状精錬剤
131 粉状精錬剤供給流路
132 燃料ガス供給流路
133 燃焼用酸化性ガス供給流路
134 精錬用酸化性ガス供給流路
201 精錬設備
202 反応容器
203 上吹きランス
204 粉状精錬剤供給管
204A 精錬剤搬送用ガス供給管
205 燃料ガス供給管
206 燃焼用酸化性ガス供給管
207 精錬用酸化性ガス供給管
213 ディスペンサー
214 ランス本体
215 ランスチップ
216 中心孔
217 燃料ガス噴射孔
218 燃焼用酸化性ガス噴射孔
219 周囲孔
220 最内管
221 仕切り管
222 内管
223 中管
224 外管
225 最外管
226 溶銑
227 スラグ
228 粉状精錬剤
231 粉状精錬剤供給流路
232 燃料ガス供給流路
233 燃焼用酸化性ガス供給流路
234 精錬用酸化性ガス供給流路

Claims (11)

  1. 円形軌道に沿い間隔をおいて配列され、反応容器に収容された鉄浴中へ酸素ガスを吹込む複数の噴出開口を有する精錬用酸素ガス吹込みノズルと、前記円形軌道の中心軸と同軸になる軸芯を有し、該精錬用酸素ガス吹込みノズルの内側にて火炎を形成するとともに、該火炎によって着熱された粉体を前記鉄浴中へ吹き込む噴出開口を有するバーナーノズルとを備えた粉体吹込みランスにおいて、
     前記精練用酸素ガス吹込みノズルの噴出開口と前記バーナーノズルの噴出開口との位置関係を示す指標Aが、下記の条件を満足することを特徴とするバーナー機能を付与した粉体吹込みランス。
                        記
        A=1.7(R-r-d/2)/L+tan(θ-12°)-0.0524>0
         
       R:精練用酸素ガス吹込みノズルの噴出開口のピッチサークルの半径(mm)
       r:バーナーノズルの噴出開口の半径(mm)
       d:精練用酸素ノズルの噴出開口の直径(mm)
       θ:精練用酸素ガス吹込みノズルの軸芯と、円形軌跡の中心軸とのなす角度(傾角)(°)
       L:ランス高さ(mm)
  2.  請求項1に記載した粉体吹込みランスが、脱りん精錬または脱炭精錬に使用する精錬用上吹きランスであることを特徴とするバーナー機能を付与した粉体吹込みランス。
  3.  請求項1または2に記載した粉体吹込みランスを用いて反応容器に収容された溶鉄の精錬を行う方法において、
     前記バーナーノズルの燃料として、プロパンガス、Cガス等の気体燃料、重油等の液体燃料およびプラスチック等の固体燃料のうちの1種または2種以上を用いることを特徴とする溶鉄の精錬方法。
  4.  前記反応容器内に金属酸化物、酸化物系鉱石の粉体または粒体を装入、溶融還元して金属溶湯を得る溶融還元方法において、
     請求項1~3のいずれか1に記載した粉体吹込みランスのバーナーノズルを通して、金属酸化物および酸化物系鉱石のうちのいずれか1種または2種以上の粉粒状の副原料を吹き込むことを特徴とする金属溶湯の溶融還元方法。
  5.  粉状精錬剤供給流路と、燃料ガス供給流路と、燃料ガスの燃焼用酸化性ガス供給流路と、精錬用酸化性ガス供給流路とを別々に有する上吹きランスを用いて、前記燃料ガス供給流路から燃料ガスを供給し、かつ、前記燃焼用酸化性ガス供給流路から燃焼用酸化性ガスを供給して、転炉に収容される溶融鉄の浴面に向けて前記上吹きランスのノズル前面に火炎を形成し、
     前記粉状精錬剤供給流路から粉状精錬剤を供給して、該粉状精錬剤を、前記火炎で加熱しながら、溶融鉄の浴面に向けて吹き付けつつ、前記精錬用酸化性ガス供給流路から溶融鉄の浴面に向けて精錬用酸化性ガスを供給する溶融鉄の精錬方法であって、
    前記転炉のフリーボードが2.0~5.0mの場合に、前記上吹きランスとして請求項1に記載のバーナー機能を付与した粉体吹込みランスを用いて
    燃料ガスと燃焼用酸化性ガスとの流量比を下記の(1)式を満足させつつ前記火炎を形成することを特徴とする溶融鉄の精錬方法。
     0.4≦(G/F)/(G/F)st≦1.0      ・・・(1)
     但し、(1)式において、G:燃焼用酸化性ガス供給速度(Nm/分)、
     F:燃料ガス供給速度(Nm/分)、
     (G/F)st:燃料ガスと、該燃料ガスを完全燃焼するために必要となる燃焼用酸化性ガスとの化学量論係数の比、である。
  6.  前記燃焼用酸化性ガスの吐出流速Vが、下記の(2)式を満足するように前記燃焼用酸化性ガス供給速度Gを調整することを特徴とする請求項5に記載の溶融鉄の精錬方法。
     0.2≦V/C≦1.0               ・・・(2)
     但し、(2)式において、V:燃焼用酸化性ガスの吐出流速(Nm/秒)、
     C:音速(Nm/秒)、である。
  7.  前記粉状精錬剤は、酸化鉄と石灰系媒溶剤と可燃性物質とのうちの少なくとも1種類を含んでおり、該粉状精錬剤を不活性ガスとともに溶融鉄の浴面に向けて供給して、冷鉄源が添加された溶融鉄に対して酸化精錬処理を行うことを特徴とする、請求項5または請求項6に記載の溶融鉄の精錬方法。
  8.  前記溶融鉄が溶銑であり、前記酸化精錬処理が溶銑の予備脱燐処理であることを特徴とする請求項7に記載の溶融鉄の精錬方法。
  9.  粉状精錬剤供給流路と、燃料ガス供給流路と、燃料ガスの燃焼用酸化性ガス供給流路と、精錬用酸化性ガス供給流路とを別々に有する上吹きランスを用いて、前記燃料ガス供給流路から燃料ガスを供給し、かつ、前記燃焼用酸化性ガス供給流路から燃焼用酸化性ガスを供給して、反応容器に収容される溶融鉄の浴面に向けて前記上吹きランスのノズル前面に火炎を形成し、
     酸化鉄と石灰系媒溶剤と可燃性物質とのうちの少なくとも1種類を含む粉状精錬剤を、不活性ガスとともに前記粉状精錬剤供給流路から溶融鉄の浴面に向けて供給して、該粉状精錬剤を、前記火炎で加熱しながら、溶融鉄の浴面に向けて吹き付けつつ、前記精錬用酸化性ガス供給流路から溶融鉄の浴面に向けて精錬用酸化性ガスを供給する溶融鉄の精錬方法であって、
     前記反応容器のフリーボードが0.5~2.0mの場合に、前記上吹きランスとして請求項1に記載のバーナー機能を付与した粉体吹込みランスを用いて
    燃料ガスと燃焼用酸化性ガスとの流量比を下記の(3)式を満足するように、調整しつつ前記火炎を形成することを特徴とする溶融鉄の精錬方法。
     1.0≦(G/F)/(G/F)st≦5.0      ・・・(3)
     但し、(3)式において、G:燃焼用酸化性ガス供給速度(Nm/分)、
     F:燃料ガス供給速度(Nm/分)、
     (G/F)st:燃料ガスと、該燃料ガスを完全燃焼するために必要となる燃焼用酸化性ガスとの化学量論係数との比、である。
  10.  燃焼用酸化性ガス吐出流速が下記の(4)式を満足するように、前記燃焼用酸化性ガス供給速度Gを調整することを特徴とする請求項9に記載の溶融鉄の精錬方法。
     1.0≦V/C≦3.0              ・・・(4)
     但し、(4)式において、V:燃焼用酸化性ガスの吐出流速(Nm/秒)、
     C:音速(Nm/秒)、である。
  11.  前記溶融鉄が溶銑であり、前記精錬用酸化性ガスを供給して行う溶融鉄の精錬は、溶銑の脱燐処理であることを特徴とする請求項9または請求項10に記載の溶融鉄の精錬方法
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