JP2014189859A - Hot pig iron refining method in converter - Google Patents

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Abstract

PROBLEM TO BE SOLVED: To restore to molten iron or molten steel with high yield, a manganese oxide supplied to the inside of a furnace as a manganese source for component adjustment when dephosphorization treatment or decarbonization refining of the molten iron in a converter is performed.SOLUTION: By using a top-blown lance 3 including a fine particle supply flow passage for refining, a fuel gas supply flow passage, an oxidizing gas supply flow passage for fuel gas burning, and an oxidizing gas supply flow passage for refining which are provided separately, fuel gas is supplied from the fuel gas supply flow passage, and at the same time, oxidizing gas for burning is supplied from the oxidizing gas supply flow passage for burning, and while flame is formed at a tip lower side of the top-blown lance, a fine particle for refining including manganese oxide is added from the fine particle supply flow passage for refining toward a molten iron bath surface, and oxidizing gas for refining is supplied from the oxidizing gas supply flow passage for refining, thereby molten iron 26 in a converter 2 is subjected to oxidation refining. In this case, when a heat generation amount of the fuel gas is denoted by Q (MJ/minute) and the fine particle for refining an addition speed is denoted by S (kg/minute), a heat generation amount Q and/or an addition speed S is adjusted so that a value of a ratio Q/S may become 1.0 MJ/kg or more.

Description

本発明は、上吹きランスから精錬用酸化性ガスを転炉内の溶銑に吹き付け、溶銑を脱燐処理または脱炭精錬する方法に関し、詳しくは、上吹きランスの先端部に火炎を形成し、この火炎で、成分調整用のマンガン源として供給するマンガン酸化物を加熱し、これにより、マンガン酸化物の溶銑または溶鋼への還元歩留まりを高めることのできる精錬方法に関する。   The present invention relates to a method of spraying a refining oxidizing gas from a top blowing lance to hot metal in a converter, and dephosphorizing or decarburizing the hot metal, specifically, forming a flame at the tip of the top blowing lance, The present invention relates to a refining method capable of heating manganese oxide supplied as a manganese source for component adjustment with this flame, thereby increasing the reduction yield of molten manganese oxide to molten iron or molten steel.

高炉で製造された溶銑から鋼材製品を製造するためには、製鋼精錬工程を経る必要がある。この製鋼精錬工程では、溶銑に含まれる不純物成分を除去した上で、鋼材製品の材料特性に対応した組成への成分調整が行われる。溶銑に含まれる不純物成分としては、4質量%以上含有される炭素の他に、燐、硫黄などがあり、一方、鋼材製品の材料特性から要求される成分としては、強度や靭性を高める成分であるマンガンや珪素などがある。   In order to produce steel products from hot metal produced in a blast furnace, it is necessary to go through a steelmaking refining process. In this steelmaking refining process, after removing the impurity components contained in the hot metal, the components are adjusted to a composition corresponding to the material characteristics of the steel product. Impurity components contained in the hot metal include phosphorus and sulfur in addition to carbon contained in 4% by mass or more. On the other hand, components required from the material characteristics of steel products are components that increase strength and toughness. There are some manganese and silicon.

製鋼精錬工程では、炭素や燐を除去するために、溶銑に大量の酸素を添加して酸化反応させたり、脱燐能に優れたスラグと溶銑とを反応させたりしている。特に、近年では、転炉を用いて溶銑中の炭素及び燐を同時に除去していた従来の溶鋼精錬方法に替わって、溶銑段階で予備処理として脱燐を主体とする精錬(「脱燐処理」、「予備脱燐処理」などと呼ばれる)を行い、その後、転炉で脱炭を主体とする精錬を行って、溶銑から溶鋼を製造する方法が行われている。   In the steelmaking refining process, in order to remove carbon and phosphorus, a large amount of oxygen is added to the hot metal to cause an oxidation reaction, or slag having excellent dephosphorization ability and hot metal are reacted. In particular, in recent years, instead of the conventional molten steel refining method that simultaneously removed carbon and phosphorus in the hot metal using a converter, refining mainly using dephosphorization as a preliminary treatment in the hot metal stage ("dephosphorization treatment") , "Preliminary dephosphorization treatment", etc., followed by refining mainly using decarburization in a converter to produce molten steel from hot metal.

溶銑に予備処理として脱燐処理を行うことにより、後工程の転炉での脱炭精錬においては、脱燐精錬のための媒溶剤の添加が不要となり、炉内のスラグ量が少なくなったことで、炉内にマンガン鉱石を投入してマンガン酸化物を溶銑中の炭素で還元することが可能になった。これにより、溶鋼のマンガン成分調整のために使用されるマンガン系合金鉄の使用量を削減した操業が行われるようになった。   By dephosphorizing the hot metal as a preliminary treatment, the decarburization and refining in the converter in the subsequent process eliminates the need to add a solvent for dephosphorization and reduce the amount of slag in the furnace. Thus, it became possible to reduce the manganese oxide with carbon in the hot metal by introducing manganese ore into the furnace. Thereby, the operation which reduced the usage-amount of manganese-type alloy iron used for the manganese component adjustment of molten steel came to be performed.

しかし、添加されたマンガン鉱石中のマンガンの一部は転炉脱炭精錬でのスラグ中に残留し、マンガンの溶鋼への歩留まりは60〜70質量%程度であり、これ以上にマンガンの歩留まりを高くすることは困難であった。マンガン歩留まりを高くするためには、スラグ中のマンガンの溶融鉄(溶銑または溶鋼)への還元を促進させて、スラグとメタルとのマンガン分配比を低くすることが必要となるが、マンガン分配比を低くすることは極めて困難である。これは、転炉脱炭精錬の終了時点においては、溶鋼中炭素濃度が減少してスラグの酸化度が増加することから、マンガンは酸化マンガンとなりやすく、スラグからのマンガンの還元が抑制され、逆に、マンガンが溶鋼からスラグへ移行するからである。   However, a part of the manganese in the added manganese ore remains in the slag in the converter decarburization refining, and the yield of manganese to the molten steel is about 60 to 70% by mass, and the manganese yield is further increased. It was difficult to increase. In order to increase the manganese yield, it is necessary to promote the reduction of manganese in the slag to molten iron (molten iron or molten steel) and lower the manganese distribution ratio between slag and metal. It is extremely difficult to lower the value. This is because at the end of converter decarburization refining, the carbon concentration in the molten steel decreases and the degree of oxidation of slag increases, so manganese tends to become manganese oxide, and the reduction of manganese from slag is suppressed. This is because manganese moves from molten steel to slag.

マンガン歩留まりの向上のみならず、鉄の酸化を抑制することを目的として、通常、脱炭精錬末期では酸素ガス供給流量(「送酸速度」ともいう)を減少させて、スラグの酸化度を高めないようにしている。しかし、送酸速度を下げると、溶融鉄とスラグとの酸素ジェットによる撹拌効果が低下することから、送酸速度を低下してもスラグの酸化度は期待するほど低下せず、スラグの酸化度を下げる効果に限界がある。また、送酸速度を下げた場合には、排ガス回収率の低下や精錬時間の延長が避けられないという問題も生じる。   In order not only to improve manganese yield but also to suppress iron oxidation, the oxygen gas supply flow rate (also referred to as “acid feed rate”) is usually reduced at the end of decarburization and slag oxidation is increased. I am trying not to. However, if the acid feed rate is lowered, the stirring effect of the molten iron and slag by the oxygen jet is reduced, so even if the acid feed rate is lowered, the slag oxidation degree does not fall as expected, and the slag oxidation degree There is a limit to the effect of lowering. Further, when the acid feed rate is lowered, there arises a problem that reduction of exhaust gas recovery rate and extension of refining time are inevitable.

また、マンガン分配比を低くするためには、マンガンのスラグ及びメタルへの収支上から、スラグ組成を制御したり、スラグ量を少なくしたりすることが必要であり、例えば、マンガン分配比を低くするべく、スラグの塩基度((質量%CaO)/(質量%SiO2))を高めに制御する方法が用いられている。しかし、予備処理として行う脱燐処理での脱燐が不十分で、溶銑の燐濃度が高い場合には、脱燐反応のためのCaO源が必要になり、更に、マンガン鉱石には酸化珪素(SiO2)を主体とする脈石が含まれることから、塩基度の高いスラグを確保するためには、生石灰などのCaO源の添加量を増大させる必要がある。つまり、スラグの塩基度を高くすることはできるが、スラグ量が増大してしまい、スラグ量を減らすには限界がある。この場合、スラグ中のマンガン酸化物の濃度が減少しても、スラグ量が多くなるので、スラグ中に残留する酸化マンガンの量はそれほど減少しない。 Moreover, in order to lower the manganese distribution ratio, it is necessary to control the slag composition or reduce the amount of slag from the balance of manganese to slag and metal. Therefore, a method of controlling the basicity of slag ((mass% CaO) / (mass% SiO 2 )) to be higher is used. However, when the phosphorus removal in the dephosphorization treatment performed as a preliminary treatment is insufficient and the phosphorus concentration in the hot metal is high, a CaO source for the dephosphorization reaction is required. Further, the manganese ore contains silicon oxide ( Since gangue mainly composed of SiO 2 ) is contained, it is necessary to increase the amount of CaO source added such as quicklime in order to secure a highly basic slag. That is, although the basicity of slag can be increased, the amount of slag increases and there is a limit to reducing the amount of slag. In this case, even if the concentration of manganese oxide in the slag decreases, the amount of slag increases, so the amount of manganese oxide remaining in the slag does not decrease so much.

更に、スラグの酸化度を積極的に低下させる手段として、転炉での脱炭精錬中に黒鉛などの炭材を添加することも行われているが、炭材に含有される窒素や硫黄が鋼材製品に悪影響を及ぼすことから、炭材の添加量は、極少ない範囲に限られ、具体的には、スラグのフォーミング制御に用いられる程度であり、スラグ中のマンガン酸化物を還元するほどには添加できない。   Furthermore, as a means of actively reducing the oxidation degree of slag, adding a carbonaceous material such as graphite during decarburization refining in a converter is also performed, but nitrogen and sulfur contained in the carbonaceous material are reduced. Since it adversely affects steel products, the amount of carbonaceous material added is limited to a very small range, specifically, it is only used for slag forming control, and the amount of manganese oxide in the slag is reduced. Cannot be added.

そこで、これらの問題を踏まえ、送酸速度やスラグ組成を調整することなく、マンガン分配比を低くすることを目的として、特許文献1には、予備脱燐処理では、溶銑中の燐濃度を鋼材製品の燐濃度レベルまで低減し、転炉脱炭精錬では、マンガン鉱石とプラスチックとから成形された含マンガンプラスチック成形体を脱炭精錬の後半で添加してプラスチックに含まれる炭素及び水素によりマンガン酸化物を還元する精錬方法が提案されている。この方法によれば、プラスチックに含まれる炭素及び水素によりマンガン酸化物を還元できるので、マンガン歩留まりを向上させることが可能となる。   Therefore, in view of these problems, Patent Document 1 states that the phosphorus concentration in the hot metal is a steel material in the preliminary dephosphorization treatment for the purpose of lowering the manganese distribution ratio without adjusting the acid feed rate and slag composition. In converter decarburization and refining, the manganese-containing plastic molding formed from manganese ore and plastic is added in the latter half of decarburization and manganese is oxidized by carbon and hydrogen contained in the plastic. A refining method for reducing things has been proposed. According to this method, manganese oxide can be reduced by carbon and hydrogen contained in the plastic, so that the manganese yield can be improved.

しかしながら、特許文献1では、含マンガンプラスチック成形体を製造するプロセスが必要であり、溶鋼の製造コストを増加させる。また、塩素を含むプラスチックを使用した場合には、炉体耐火物の寿命が短くなるという問題も発生する。   However, in patent document 1, the process which manufactures a manganese containing plastic molding is required, and the manufacturing cost of molten steel is increased. Moreover, when the plastic containing chlorine is used, the problem that the lifetime of a furnace refractory shortens also generate | occur | produces.

ところで、近年の鋼材製品は、その成分組成を極狭い範囲に調整することが要求されており、従って、転炉から出鋼された溶鋼はRH真空脱ガス装置などの二次精錬炉で精錬され、この二次精錬で溶鋼の成分調整が行われている。減圧下で行う二次精錬では、窒素、水素などのガス成分の除去も行われる。二次精錬でも溶鋼のマンガン成分調整が行われており、この成分調整には、通常、電解マンガンやマンガン系合金鉄が使用されている。高価なこれらの合金の代わりに、安価なマンガン鉱石を使用することで、原料コストが低下することから、二次精錬炉においてもマンガン源としてマンガン鉱石を使用することが望まれている。   By the way, recent steel products are required to adjust the component composition to an extremely narrow range. Therefore, molten steel produced from a converter is refined in a secondary smelting furnace such as an RH vacuum degasser. In this secondary refining, the composition of the molten steel is adjusted. In secondary refining performed under reduced pressure, gas components such as nitrogen and hydrogen are also removed. In secondary refining, the manganese component of molten steel is adjusted, and electrolytic manganese or manganese-based alloy iron is usually used for this component adjustment. Since raw material costs are reduced by using inexpensive manganese ore instead of these expensive alloys, it is desired to use manganese ore as a manganese source in the secondary smelting furnace.

しかし、二次精錬でマンガン鉱石をマンガン源として使用した場合には、マンガン鉱石の還元によって溶鋼は抜熱されることから、炭材などの昇熱剤が必要となる。昇熱剤として炭材を添加すると、炭材に含有される窒素や硫黄が溶鋼に溶け込み、その濃度が上昇する。二次精錬以降のプロセスで、これらの成分を除去するのは実質的に不可能であることから、添加量は限られたものとなる。また、転炉脱炭精錬終了時の温度を高めておくという方法も採り得るが、転炉耐火物の寿命が短くなるという問題がある。また更に、金属アルミニウムを昇熱剤として使用することは可能であるが、マンガンよりもアルミニウムの方が高価であり、金属アルミニウムをマンガン鉱石還元のための昇熱剤として使用することは、却って製造コストの上昇となる。   However, when manganese ore is used as a manganese source in secondary refining, the molten steel is removed by reduction of the manganese ore, so a heating agent such as a carbonaceous material is required. When a carbon material is added as a heat-up agent, nitrogen and sulfur contained in the carbon material dissolve in the molten steel, and the concentration thereof increases. Since it is virtually impossible to remove these components in the process after the secondary refining, the amount of addition is limited. Moreover, although the method of raising the temperature at the time of completion | finish of converter decarburization refining can also be taken, there exists a problem that the lifetime of a converter refractory becomes short. Furthermore, although it is possible to use metallic aluminum as a heat raising agent, aluminum is more expensive than manganese, and the use of metallic aluminum as a heat raising agent for manganese ore reduction is manufactured on the contrary. Cost increases.

このような問題を起こすことなく、減圧下での二次精錬でマンガン鉱石の使用量を増大させることを目的として、特許文献2には、溶鋼をバーナーで加熱しながら減圧下で溶鋼浴面上に、珪素、マンガンまたは鉄の酸化物粉体などの酸化物粉体を投射して添加する真空精錬方法が提案されている。この方法によれば、バーナーにより溶鋼が加熱されるので、溶鋼温度の低下が抑制され、酸化物還元時の抜熱を補償することが可能となる。   For the purpose of increasing the amount of manganese ore by secondary refining under reduced pressure without causing such problems, Patent Document 2 discloses that the molten steel is heated on the surface of the molten steel bath under reduced pressure while being heated with a burner. Furthermore, a vacuum refining method has been proposed in which oxide powder such as silicon, manganese or iron oxide powder is projected and added. According to this method, since the molten steel is heated by the burner, a decrease in the molten steel temperature is suppressed, and it becomes possible to compensate for heat removal during oxide reduction.

しかしながら、特許文献2では、酸化物粉体の還元剤として溶鋼中に含有される炭素を使用しており、減圧下での二次精錬を行う前の溶鋼中炭素濃度は、通常、0.02〜0.10質量%程度であり、歩留まり良く還元される酸化物の量には限界がある。   However, in Patent Document 2, carbon contained in molten steel is used as a reducing agent for oxide powder, and the carbon concentration in the molten steel before secondary refining under reduced pressure is usually 0.02. It is about 0.10% by mass, and there is a limit to the amount of oxide that can be reduced with a high yield.

特開2003−253317号公報JP 2003-253317 A 特開平7−41827号公報JP 7-41827 A

本発明は上記事情に鑑みてなされたもので、その目的とするところは、上吹きランスから精錬用酸化性ガスを転炉内の溶銑に吹き付け、溶銑を脱燐処理または脱炭精錬する際に、マンガン酸化物を含マンガンプラスチック成形体などのような成形体に加工することなく、成分調整用のマンガン源として炉内に供給した大量のマンガン酸化物を溶銑または溶鋼へ高い歩留まりで還元することのできる溶銑の精錬方法を提供することである。   The present invention has been made in view of the above circumstances, and the object is to spray a refining oxidizing gas from the top blowing lance to the hot metal in the converter and dephosphorize or decarburize the hot metal. Without reducing the amount of manganese oxide supplied into the furnace as a manganese source for component adjustment to hot metal or molten steel at a high yield without processing the manganese oxide into a molded body such as a manganese-containing plastic molded body. It is to provide a hot metal refining method.

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]精錬用粉体供給流路と、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、それぞれ別々に有する上吹きランスを用い、前記燃料ガス供給流路から燃料ガスを供給すると同時に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、該燃焼用酸化性ガスと前記燃料ガスとで前記上吹きランスの先端下方に火炎を形成させながら、前記精錬用粉体供給流路から、マンガン酸化物を含有する精錬用粉体を不活性ガスとともに転炉内の溶銑浴面に向けて添加し、且つ、前記精錬用酸化性ガス供給流路から精錬用酸化性ガスを転炉内の溶銑浴面に向けて供給して転炉内の溶銑を酸化精錬する、転炉における溶銑の精錬方法であって、前記燃料ガスの発熱量をQ(MJ/分)、前記精錬用粉体の添加速度をS(kg/分)としたとき、発熱量Qと添加速度Sとの比Q/Sの値が1.0MJ/kg以上となるように、発熱量Q及び/または添加速度Sを調整することを特徴とする、転炉における溶銑の精錬方法。
[2]更に、前記精錬用粉体の平均粒径をR(μm)としたとき、前記発熱量Qと、前記添加速度Sと、前記平均粒径Rとの関係が、下記の(1)式の範囲内となるように、前記発熱量Q、前記添加速度S、前記平均粒径Rのうちの少なくとも1つを調整することを特徴とする、上記[1]に記載の転炉における溶銑の精錬方法。
Q/S≧0.4×R0.2 …(1)
The gist of the present invention for solving the above problems is as follows.
[1] An upper blowing lance having a refining powder 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 separately. And at the same time as supplying the fuel gas from the fuel gas supply flow path, supplying the combustion oxidizing gas from the combustion oxidizing gas supply flow path, and blowing the upper gas with the combustion oxidizing gas and the fuel gas. While forming a flame below the tip of the lance, the refining powder containing manganese oxide is added together with an inert gas from the refining powder supply channel toward the hot metal bath surface in the converter, and A method for refining hot metal in a converter, wherein the refining oxidizing gas is supplied from the refining oxidizing gas supply channel toward the hot metal bath surface in the converter and the hot metal in the converter is oxidized and refined. , The calorific value of the fuel gas is Q (MJ / min), the refining powder When the addition rate is S (kg / min), the calorific value Q and / or the addition rate S so that the ratio Q / S between the calorific value Q and the addition rate S is 1.0 MJ / kg or more. A method for refining hot metal in a converter, characterized by adjusting the temperature.
[2] Furthermore, when the average particle diameter of the powder for refining is R (μm), the relationship among the calorific value Q, the addition rate S, and the average particle diameter R is as follows: The hot metal in the converter according to the above [1], wherein at least one of the calorific value Q, the addition rate S, and the average particle size R is adjusted so as to be within the range of the formula. Refining method.
Q / S ≧ 0.4 × R 0.2 (1)

本発明によれば、燃料ガスの発熱量Qと精錬用粉体の添加速度Sとの比Q/Sの値を1.0MJ/kg以上に制御して、マンガン酸化物を含有する精錬用粉体を加熱するので、マンガン酸化物を含有する精錬用粉体は、形成される火炎内を通過する際に高温(約2000℃)に加熱され、これにより、精錬用粉体中のマンガン酸化物は、常温で安定形態であるMnO2から高温で安定形態であるMnOに熱解離して、少ない還元剤の量でマンガン酸化物を十分に還元することが可能となる。つまり、マンガン酸化物を効率的に還元することが可能となる。その結果、マンガン酸化物を溶銑または溶鋼へ高い歩留まりで還元することが実現される。 According to the present invention, the ratio Q / S between the calorific value Q of the fuel gas and the addition rate S of the refining powder is controlled to 1.0 MJ / kg or more, and the refining powder containing manganese oxide Since the body is heated, the refining powder containing manganese oxide is heated to a high temperature (about 2000 ° C.) when passing through the formed flame, whereby the manganese oxide in the refining powder Can be thermally dissociated from MnO 2 which is a stable form at normal temperature to MnO which is a stable form at high temperature, and manganese oxide can be sufficiently reduced with a small amount of reducing agent. That is, it becomes possible to reduce manganese oxide efficiently. As a result, it is possible to reduce manganese oxide to hot metal or molten steel with a high yield.

本発明を実施する際に用いる転炉設備の1例を示す概略断面図である。It is a schematic sectional drawing which shows an example of the converter equipment used when implementing this invention. 図1に示す上吹きランスの概略拡大縦断面図である。It is a general | schematic expanded longitudinal cross-sectional view of the upper blowing lance shown in FIG. 試験No.1〜9における比Q/Sの値とマンガン歩留まりとの関係を示す図である。It is a figure which shows the relationship between the value of ratio Q / S in test No.1-9, and manganese yield. 試験No.21〜45における比Q/Sの値とマンガン歩留まりとの関係を、精錬用粉体の平均粒径Rを指標として示す図である。It is a figure which shows the relationship between the value of ratio Q / S in test No. 21-45, and a manganese yield, using the average particle diameter R of the powder for refinement | purification as a parameter | index. 比Q/Sの臨界点と精錬用粉体の平均粒径Rとの関係を示す図である。It is a figure which shows the relationship between the critical point of ratio Q / S, and the average particle diameter R of the powder for refining.

以下、本発明を具体的に説明する。   Hereinafter, the present invention will be specifically described.

本発明は、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を対象としており、この酸化精錬としては、現在、脱炭精錬の前に予備処理として行う溶銑の脱燐処理、並びに、溶銑の脱炭精錬が行われている。本発明は、溶銑の脱燐処理及び溶銑の脱炭精錬の何れにも適用することができる。この場合に、溶銑の脱炭精錬では、脱燐処理が予め施された溶銑を使用しても、脱燐処理が施されていない溶銑を使用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。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。   The present invention is directed to oxidation refining performed by supplying oxidizing gas for refining from a top blow lance to hot metal contained in a converter, and this oxidation refining is currently performed before decarburization refining. Hot metal dephosphorization treatment and hot metal decarburization refining are performed as treatments. The present invention can be applied to both hot metal dephosphorization and hot metal decarburization. In this case, in hot metal decarburization refining, either hot metal that has been subjected to dephosphorization treatment or hot metal that has not been subjected to dephosphorization treatment may be used. The present invention can be applied to the case where the present invention is applied to hot metal dephosphorization treatment and the hot metal refined by the dephosphorization treatment is decarburized and refined in a converter. As the oxidizing gas for refining, 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.

本発明において使用する溶銑は、高炉で製造された溶銑であり、この溶銑を、溶銑鍋、トピードカーなどの溶銑搬送容器で受銑して、脱燐処理または脱炭精錬を実施する転炉に搬送する。本発明を適用して脱燐処理を行う場合には、少ない石灰系媒溶剤の使用量で効率的に脱燐処理することが可能となることから、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、溶銑の珪素含有量を0.20質量%以下、望ましくは0.10質量%以下まで低減させることが好ましい。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。当然ではあるが、脱珪処理を実施していない溶銑であっても本発明を適用して脱燐処理することができる。   The hot metal used in the present invention is a hot metal produced in a blast furnace, and this hot metal is received in a hot metal transfer container such as a hot metal ladle or a topped car and transferred to a converter for performing dephosphorization treatment or decarburization refining. To do. When performing the dephosphorization process by applying the present invention, it is possible to efficiently perform the dephosphorization process with a small amount of lime-based solvent, so that the silicon in the hot metal is previously removed before the dephosphorization process. It is preferable to remove (referred to as “hot metal desiliconization treatment”) and to reduce the silicon content of the hot metal to 0.20 mass% or less, desirably 0.10 mass% or less. When the desiliconization process is performed, the slag generated during the desiliconization process is discharged before the dephosphorization process. Naturally, even hot metal that has not been subjected to desiliconization treatment can be dephosphorized by applying the present invention.

以下、脱燐処理されていない溶銑の脱炭精錬に本発明を適用した場合を例として、本発明を説明する。脱燐処理されていない溶銑の脱炭精錬では、脱炭反応(C+O→CO)と同時に脱燐反応(2P+5O→P25)も起こり、溶銑中の炭素及び燐が除去される。当然ではあるが、溶銑の脱炭精錬では、炭素及び燐よりも酸素との親和力が強い珪素も溶銑から除去される。 Hereinafter, the present invention will be described by taking as an example the case where the present invention is applied to decarburization refining of hot metal that has not been dephosphorized. In decarburization and refining of hot metal that has not been dephosphorized, a dephosphorization reaction (2P + 5O → P 2 O 5 ) occurs simultaneously with a decarburization reaction (C + O → CO), and carbon and phosphorus in the hot metal are removed. Naturally, in hot metal decarburization refining, silicon having a higher affinity for oxygen than carbon and phosphorus is also removed from the hot metal.

図1は、本発明を実施する際に用いる転炉設備の1例を示す概略断面図、図2は、図1に示す上吹きランス3の概略拡大縦断面図である。図2では、上吹きランスの1例として6重管構造の上吹きランス3を示している。   FIG. 1 is a schematic cross-sectional view showing an example of a converter facility used when carrying out the present invention, and FIG. 2 is a schematic enlarged vertical cross-sectional view of an upper blowing lance 3 shown in FIG. FIG. 2 shows an upper blowing lance 3 having a six-pipe structure as an example of the upper blowing lance.

図1に示すように、本発明に係る脱炭精錬で用いる転炉設備1は、その外殻を鉄皮4で構成され、鉄皮4の内側に耐火物5が施工された炉本体2と、この炉本体2の内部に挿入され、上下方向に移動可能な上吹きランス3とを備えている。炉本体2の上部には、脱炭精錬によって溶銑26から溶製される溶鋼を出湯するための出湯口6が設けられ、また、炉本体2の炉底部には、攪拌用ガス28を吹き込むための複数の底吹き羽口7が設けられている。この底吹き羽口7はガス導入管8と接続されている。   As shown in FIG. 1, a converter facility 1 used in decarburization and refining according to the present invention includes a furnace body 2 in which an outer shell is formed of an iron shell 4 and a refractory 5 is constructed inside the iron shell 4. And an upper blowing lance 3 which is inserted into the furnace body 2 and is movable in the vertical direction. In the upper part of the furnace main body 2, a hot water outlet 6 for pouring molten steel produced from the molten iron 26 by decarburization refining is provided, and a stirring gas 28 is blown into the furnace bottom part of the furnace main body 2. A plurality of bottom blowing tuyere 7 are provided. The bottom blowing tuyere 7 is connected to a gas introduction pipe 8.

上吹きランス3には、マンガン酸化物を含有する精錬用粉体29を搬送用ガスとともに供給する精錬用粉体供給管9と、燃料ガスを供給する燃料ガス供給管10と、燃料ガスを燃焼するための燃焼用酸化性ガスを供給する燃焼用酸化性ガス供給管11と、精錬用酸化性ガスを供給する精錬用酸化性ガス供給管12とが、接続されている。また、上吹きランス3には、上吹きランス3を冷却するための冷却水を供給・排出する冷却水給水管(図示せず)及び冷却水排水管(図示せず)とが、接続されている。   A refining powder supply pipe 9 for supplying a refining powder 29 containing manganese oxide together with a carrier gas, a fuel gas supply pipe 10 for supplying a fuel gas, and a fuel gas to the top blowing lance 3 A combustion oxidizing gas supply pipe 11 that supplies a combustion oxidizing gas to be used and a refining oxidizing gas supply pipe 12 that supplies a refining oxidizing gas are connected to each other. Also, a cooling water supply pipe (not shown) and a cooling water drain pipe (not shown) for supplying and discharging cooling water for cooling the upper blowing lance 3 are connected to the upper blowing lance 3. Yes.

ここで、精錬用粉体29は、マンガン酸化物の単体であってもよく、また、マンガン酸化物以外に、石灰系媒溶剤(生石灰、石灰石など)、酸化鉄(鉄鉱石、ミルスケール、鉄鋼回収ダストなど)、可燃性物質(アルミ灰、コークス、石炭など)のうちの1種または2種以上を含有してもよい。マンガン酸化物としては、一般的には、マンガン鉱石を使用するが、マンガン酸化物を含有するものである限り使用可能である。この精錬用粉体29を搬送するための搬送用ガスとしては、窒素ガスやアルゴンガスなどの不活性ガスを使用する。燃料ガス供給管10から供給する燃料ガスとしては、プロパンガス、液化天然ガス、コークス炉ガスなどを使用する。また、燃焼用酸化性ガス供給管11から供給する、燃料ガスを燃焼するための燃焼用酸化性ガスとしては、酸素ガス、酸素富化空気、空気などを使用する。図1では、燃焼用酸化性ガス及び精錬用酸化性ガスを酸素ガスとした例を示している。   Here, the refining powder 29 may be a single element of manganese oxide. In addition to the manganese oxide, a lime-based solvent (quick lime, limestone, etc.), iron oxide (iron ore, mill scale, steel) Recovered dust, etc.) and flammable substances (aluminum ash, coke, coal, etc.) may be contained. As the manganese oxide, manganese ore is generally used, but it can be used as long as it contains manganese oxide. As the transfer gas for transferring the refining powder 29, an inert gas such as nitrogen gas or argon gas is used. As the fuel gas supplied from the fuel gas supply pipe 10, propane gas, liquefied natural gas, coke oven gas, or the like is used. Further, oxygen gas, oxygen-enriched air, air, or the like is used as the combustion oxidizing gas supplied from the combustion oxidizing gas supply pipe 11 for burning the fuel gas. FIG. 1 shows an example in which the oxidizing gas for combustion and the oxidizing gas for refining are oxygen gases.

尚、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、流路出口のノズルなどで目詰まりを起こす虞があるので、本発明では燃料として燃料ガス(気体燃料)を使用する。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、更には、着火しやすいので失火を防止できるなどの利点がある。   In addition, it is possible to use hydrocarbon-based liquid fuel such as heavy oil and kerosene instead of fuel gas, but there is a risk of clogging at the nozzle at the outlet of the flow path. Use fuel gas (gaseous fuel). If gaseous fuel is used, not only can clogging of nozzles and the like be prevented, but also the supply speed can be easily adjusted, and furthermore, since ignition is easy, misfire can be prevented.

精錬用粉体供給管9の他方の端部は、精錬用粉体29を収容したディスペンサー13に接続され、また、ディスペンサー13は、精錬用粉体搬送用ガス供給管9Aに接続されている。精錬用粉体搬送用ガス供給管9Aには不活性ガスが供給されている。つまり、精錬用粉体搬送用ガス供給管9Aを通ってディスペンサー13に供給された不活性ガスが、ディスペンサー13に収容された精錬用粉体29の搬送用ガスとして機能し、ディスペンサー13に収容された精錬用粉体29は精錬用粉体供給管9を通って上吹きランス3に供給され、上吹きランス3の先端から溶銑26に向けて吹き付けることができるようになっている。   The other end of the refining powder supply pipe 9 is connected to a dispenser 13 that contains the refining powder 29, and the dispenser 13 is connected to a refining powder carrying gas supply pipe 9 </ b> A. An inert gas is supplied to the gas supply pipe 9A for powder refining for refining. That is, the inert gas supplied to the dispenser 13 through the gas supply pipe 9 </ b> A for refining powder transport functions as a transport gas for the refining powder 29 stored in the dispenser 13 and is stored in the dispenser 13. The refining powder 29 is supplied to the upper blowing lance 3 through the refining powder supply pipe 9 and can be sprayed from the tip of the upper blowing lance 3 toward the hot metal 26.

また、精錬用粉体搬送用ガス供給管9Aは精錬用粉体供給管9と直接接続しており、遮断バルブ34の開閉により、精錬用粉体29を搬送せずに、不活性ガスを直接上吹きランス3に供給することもできるように構成されている。精錬用粉体29を搬送する場合には、遮断バルブ34は閉ざされる。   The refining powder transfer gas supply pipe 9A is directly connected to the refining powder supply pipe 9. By opening and closing the shut-off valve 34, the refining powder 29 is not transferred and the inert gas is directly transferred. It is configured so that it can be supplied to the upper blowing lance 3. When the refining powder 29 is conveyed, the shutoff valve 34 is closed.

本発明で使用する上吹きランスの1例として図2に示す6重管構造の上吹きランス3は、円筒状のランス本体14と、このランス本体14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15とで構成されており、ランス本体14は、最内管20、仕切り管21、内管22、中管23、外管24、最外管25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。精錬用粉体供給管9は最内管20に連通し、燃料ガス供給管10は仕切り管21に連通し、燃焼用酸化性ガス供給管11は内管22に連通し、精錬用酸化性ガス供給管12は中管23に連通し、冷却水の給水管及び排水管はそれぞれ外管24または最外管25の何れか一方に連通している。つまり、精錬用粉体29が搬送用ガスとともに最内管20の内部を通り、プロパンガスなどの燃料ガスが最内管20と仕切り管21との間隙を通り、燃焼用酸化性ガスが仕切り管21と内管22との間隙を通り、精錬用酸化性ガスが内管22と中管23との間隙を通るように構成されている。中管23と外管24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。中管23と外管24との間隙及び外管24と最外管25との間隙のうちの一方が給水流路で、他方が排水流路であり、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15の位置で反転するように構成されている。   As an example of the top blow lance used in the present invention, a top blow lance 3 having a six-pipe structure shown in FIG. 2 is a copper lance body 14 and a copper casting connected to the lower end of the lance body 14 by welding or the like. The lance body 14 is composed of six types of concentric steel pipes including an innermost pipe 20, a partition pipe 21, an inner pipe 22, an intermediate pipe 23, an outer pipe 24, and an outermost pipe 25. That is, it is composed of a six-fold pipe. The refining powder supply pipe 9 communicates with the innermost pipe 20, the fuel gas supply pipe 10 communicates with the partition pipe 21, the combustion oxidizing gas supply pipe 11 communicates with the inner pipe 22, and the refining oxidizing gas. The supply pipe 12 communicates with the middle pipe 23, and the cooling water supply pipe and the drain pipe communicate with either the outer pipe 24 or the outermost pipe 25, respectively. That is, the refining powder 29 passes through the innermost pipe 20 together with the carrier gas, the fuel gas such as propane gas passes through the gap between the innermost pipe 20 and the partition pipe 21, and the combustion oxidizing gas passes through the partition pipe. The refining oxidizing gas passes through the gap between the inner pipe 22 and the inner pipe 23 through the gap between the inner pipe 22 and the inner pipe 22. The gap between the middle pipe 23 and the outer pipe 24 and the gap between the outer pipe 24 and the outermost pipe 25 serve as a cooling water supply channel or a drain channel. One of the gap between the middle pipe 23 and the outer pipe 24 and the gap between the outer pipe 24 and the outermost pipe 25 is a water supply flow path, and the other is a drainage flow path. The cooling water is configured to reverse at the position of the lance tip 15.

最内管20の内部は、ランスチップ15のほぼ軸心位置に配置された精錬用粉体噴射孔16と連通し、最内管20と仕切り管21との間隙は、精錬用粉体噴射孔16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17と連通している。また、仕切り管21と内管22との間隙は、燃料ガス噴射孔17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18と連通し、内管22と中管23との間隙は、燃焼用酸化性ガス噴射孔18の周辺に複数個設置された精錬用酸化性ガス噴射孔19と連通している。精錬用粉体噴射孔16は、精錬用粉体29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17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18は、燃料ガスを燃焼する燃焼用酸化性ガスを噴射するためのノズル、精錬用酸化性ガス噴射孔19は、精錬用酸化性ガスを吹き付けるためのノズルである。   The inside of the innermost pipe 20 communicates with a refining powder injection hole 16 disposed substantially at the axial center of the lance tip 15, and the gap between the innermost pipe 20 and the partition pipe 21 is a refining powder injection hole. A fuel gas injection hole 17 that opens as an annular nozzle or a plurality of concentric nozzle holes around 16 is communicated. The gap between the partition tube 21 and the inner tube 22 communicates with the combustion oxidizing gas injection hole 18 that opens as an annular nozzle or a plurality of concentric nozzle holes around the fuel gas injection hole 17. A gap between the inner tube 22 and the intermediate tube 23 communicates with a plurality of refining oxidizing gas injection holes 19 provided around the combustion oxidizing gas injection hole 18. The refining powder injection hole 16 is a nozzle for spraying the refining powder 29 together with the carrier gas, the fuel gas injection hole 17 is a nozzle for injecting fuel gas, and the combustion oxidizing gas injection hole 18 is The nozzle for injecting combustion oxidizing gas for burning the fuel gas and the refining oxidizing gas injection hole 19 are nozzles for spraying the refining oxidizing gas.

つまり、最内管20の内部が精錬用粉体供給流路30となり、最内管20と仕切り管21との間隙が燃料ガス供給流路31となり、仕切り管21と内管22との間隙が燃焼用酸化性ガス供給流路32となり、内管22と中管23との間隙が精錬用酸化性ガス供給流路33となっている。尚、図2において、精錬用粉体噴射孔16はストレート形状のノズルであり、一方、精錬用酸化性ガス噴射孔19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、精錬用粉体噴射孔16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17及び燃焼用酸化性ガス噴射孔18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。   That is, the inside of the innermost pipe 20 becomes the refining powder supply flow path 30, the gap between the innermost pipe 20 and the partition pipe 21 becomes the fuel gas supply flow path 31, and the gap between the partition pipe 21 and the inner pipe 22 becomes A combustion oxidizing gas supply flow path 32 is formed, and a gap between the inner pipe 22 and the intermediate pipe 23 is a refining oxidizing gas supply flow path 33. In FIG. 2, the refining powder injection hole 16 is a straight nozzle, while the refining oxidizing gas injection hole 19 is composed of two conical bodies, a portion whose cross section is reduced and a portion where the cross section is enlarged. However, the refining powder injection hole 16 may also have a Laval nozzle shape. The fuel gas injection holes 17 and the combustion oxidizing gas injection holes 18 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.

この構成の転炉設備1を用い、精錬用粉体29に含有されるマンガン酸化物を高い歩留まりで溶銑26から溶製される溶鋼に還元することを目的とする本発明に係る脱炭精錬を、以下に示すようにして溶銑26に対して実施する。   The decarburization and refining according to the present invention for reducing manganese oxide contained in the refining powder 29 to molten steel produced from the molten iron 26 with a high yield using the converter equipment 1 having this configuration. This is performed on the hot metal 26 as shown below.

先ず、炉本体2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、直接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4.0質量%以上、望ましくは5.0質量%以上とすることが好ましい。冷鉄源の配合比率は、下記の(2)式で定義される。
冷鉄源配合比率(質量%)=冷鉄源配合量×100/(溶銑配合量+冷鉄源配合量) …(2)
冷鉄源の配合比率が4.0質量%以上となることで、生産性向上の効果が現れると同時に、CO2ガス発生量の削減効果が得られるからである。冷鉄源の配合比率の上限は特に決める必要はなく、脱炭精錬終了時の溶鋼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、底吹き羽口7から攪拌用ガス28の吹き込みを開始する。
First, a cold iron source is charged into the furnace body 2. Cold iron sources used include 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 and direct reduced iron. Can be used. The blending ratio of the cold iron source is 4.0% by mass or more, preferably 5.0% by mass or more with respect to the total iron source to be charged. The blending ratio of the cold iron source is defined by the following formula (2).
Cold iron source blending ratio (% by mass) = Cold iron source blending amount × 100 / (molten iron blending amount + cold iron source blending amount) (2)
This is because when the blending ratio of the cold iron source is 4.0% by mass or more, an effect of improving productivity appears and at the same time, an effect of reducing the amount of CO 2 gas generated can be obtained. The upper limit of the blending ratio of the cold iron source does not need to be particularly determined, and the molten steel temperature at the end of decarburization refining can be added up to an upper limit that can maintain the target range. Before and after the charging of the cold iron source is completed, the stirring gas 28 starts to be blown from the bottom blowing tuyere 7.

冷鉄源の炉本体2への装入後、溶銑26を炉本体2へ装入する。用いる溶銑26は、製造目標の鋼材製品の成分規格に基づき、必要に応じて予め脱硫処理を実施する。因みに、脱燐処理が施されていない溶銑26の主な化学成分は、炭素:3.8〜5.0質量%、珪素:0.2〜0.5質量%、燐:0.08〜0.2質量%、硫黄:0.05質量%以下程度である。   After charging the cold iron source into the furnace body 2, the hot metal 26 is charged into the furnace body 2. The hot metal 26 to be used is subjected to a desulfurization treatment in advance as required based on the component standard of the steel product to be manufactured. Incidentally, the main chemical components of the hot metal 26 not subjected to the dephosphorization treatment are carbon: 3.8 to 5.0% by mass, silicon: 0.2 to 0.5% by mass, phosphorus: 0.08 to 0%. .2% by mass, sulfur: about 0.05% by mass or less.

但し、脱燐処理が施されていない溶銑26の脱炭精錬では脱燐反応を生じさせる必要があり、そのためには、炉本体内で生成されるスラグ27の塩基度((質量%CaO)/(質量%SiO2))を2.0以上に確保する必要がある。炉内のスラグ27の量が多くなるとマンガン酸化物の還元効率が低くなるので、炉内でのスラグ発生量を少なくしてマンガン酸化物の還元効率を高めるために、予め溶銑26に脱珪処理を行い、溶銑中の珪素濃度を0.20質量%以下、望ましくは0.10質量%以下まで低減しておくことが好ましい。溶銑中の珪素濃度を予め下げておくことで、スラグ27の塩基度を2.0以上に確保しても、スラグ27の発生量を抑えることができる。また、溶銑温度は1200〜1400℃の範囲であれば、問題なく脱炭精錬することができる。 However, in the decarburization refining of the hot metal 26 which has not been subjected to the dephosphorization treatment, it is necessary to cause a dephosphorization reaction. For that purpose, the basicity ((mass% CaO) / (Mass% SiO 2 )) needs to be secured to 2.0 or more. As the amount of slag 27 in the furnace increases, the reduction efficiency of manganese oxide decreases, so in order to reduce the amount of slag generation in the furnace and increase the reduction efficiency of manganese oxide, the hot metal 26 is desiliconized beforehand. It is preferable to reduce the silicon concentration in the hot metal to 0.20 mass% or less, desirably 0.10 mass% or less. By reducing the silicon concentration in the hot metal in advance, the amount of slag 27 generated can be suppressed even if the basicity of the slag 27 is secured to 2.0 or more. Moreover, if the hot metal temperature is in the range of 1200 to 1400 ° C., decarburization and refining can be performed without any problem.

次いで、上吹きランス3の精錬用酸化性ガス噴射孔19から、精錬用酸化性ガスを溶銑26の浴面に向けて吹き付けるとともに、ディスペンサー13に不活性ガスを供給し、上吹きランス3の精錬用粉体噴射孔16から、精錬用粉体29を不活性ガスを搬送用ガスとして溶銑26の浴面に向けて吹き付ける。この精錬用粉体29の吹き付けに前後して、上吹きランス3の燃料ガス噴射孔17から燃料ガスを噴射させるとともに、上吹きランス3の燃焼用酸化性ガス噴射孔18から燃焼用酸化性ガスを噴射させ、上吹きランス3の下方に火炎を発生させる。   Next, the refining oxidizing gas is sprayed from the refining oxidizing gas injection hole 19 of the top blowing lance 3 toward the bath surface of the hot metal 26 and the inert gas is supplied to the dispenser 13 to refining the top blowing lance 3. The refining powder 29 is sprayed from the powder injection hole 16 toward the bath surface of the hot metal 26 using an inert gas as a carrier gas. Before and after the refining powder 29 is sprayed, the fuel gas is injected from the fuel gas injection hole 17 of the upper blowing lance 3 and the oxidizing gas for combustion from the combustion oxidizing gas injection hole 18 of the upper blowing lance 3. And a flame is generated below the upper blowing lance 3.

燃料ガス噴射孔17から供給される燃料ガスと、燃焼用酸化性ガス噴射孔18から供給される燃焼用酸化性ガスとは、上吹きランス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3の下方に火炎が形成される。その際、上吹きランス3に供給する燃料ガスの供給流量と燃焼用酸化性ガスの供給流量とを調整して、燃焼用酸化性ガスによって燃料ガスを完全燃焼させる。この場合、炉本体2の内部で完全燃焼するように、燃料ガス及び燃焼用酸化性ガスの供給流量を制御する。   The fuel gas supplied from the fuel gas injection hole 17 and the combustion oxidizing gas supplied from the combustion oxidizing gas injection hole 18 are close to each other in all directions in the upper blowing lance radial direction, and therefore interfere with each other. However, because the ambient temperature is high, even when there is no ignition device, combustion occurs when the gas concentration reaches the combustion limit range, and a flame is formed below the upper blowing lance 3. At that time, the supply flow rate of the fuel gas supplied to the upper blow lance 3 and the supply flow rate of the combustion oxidizing gas are adjusted, and the fuel gas is completely burned by the combustion oxidizing gas. In this case, the supply flow rates of the fuel gas and the oxidizing gas for combustion are controlled so that complete combustion occurs inside the furnace body 2.

このようにして溶銑26を脱炭精錬する際に、本発明においては、燃料ガス噴射孔17から供給される燃料ガスの発熱量をQ(MJ/分)、精錬用粉体噴射孔16から供給される精錬用粉体29の添加速度をS(kg/分)としたとき、発熱量Qと添加速度Sとの比Q/Sの値が1.0MJ/kg以上となるように、発熱量Q及び/または添加速度Sを調整する。   When the hot metal 26 is decarburized and refined in this way, in the present invention, the calorific value of the fuel gas supplied from the fuel gas injection hole 17 is supplied from the refining powder injection hole 16 to Q (MJ / min). When the addition rate of the refined powder 29 is S (kg / min), the calorific value is such that the ratio Q / S between the calorific value Q and the addition rate S is 1.0 MJ / kg or more. Adjust Q and / or addition rate S.

比Q/Sの値が1.0MJ/kg以上となるように制御することで、マンガン酸化物を含有する精錬用粉体29は、形成される火炎で十分に加熱され、2000℃以上の温度に加熱された状態で溶銑26に供給される。比Q/Sの値を大きくするほど精錬用粉体29の温度は上昇するが、燃料ガス効率が低下するので、比Q/Sの値は5.0MJ/kg以下とすることが好ましい。   By controlling the value of the ratio Q / S to be 1.0 MJ / kg or more, the refining powder 29 containing manganese oxide is sufficiently heated by the flame formed, and has a temperature of 2000 ° C. or higher. The hot metal is supplied to the hot metal 26 in a heated state. The temperature of the refining powder 29 increases as the value of the ratio Q / S increases, but the fuel gas efficiency decreases. Therefore, the value of the ratio Q / S is preferably 5.0 MJ / kg or less.

精錬用粉体29に含有されるマンガン酸化物は、2000℃以上の温度に加熱される過程で下記の(3)式、(4)式及び(5)式に示す熱解離を生じ、常温ではMnO2の形態であったマンガン酸化物は、高温での安定形態であるMnOの形態で溶銑26に供給される。 Manganese oxide contained in the refining powder 29 undergoes thermal dissociation shown in the following formulas (3), (4), and (5) in the process of being heated to a temperature of 2000 ° C. or higher, and at room temperature. Manganese oxide in the form of MnO 2 is supplied to the hot metal 26 in the form of MnO, which is a stable form at high temperature.

MnO2(s)=1/2Mn23(s)+1/4O2(g) …(3)
Mn23(s)=2/3Mn34(s)+1/6O2(g) …(4)
Mn34(s)=3MnO(s)+1/2O2(g) …(5)
尚、(3)式の反応は約400℃以上で起こり、(4)式の反応は約1000℃以上で起こり、(5)式の反応は約1700℃以上で起こる。(3)式〜(5)式における(s)は固体、(g)は気体を表している。
MnO 2 (s) = 1/2 Mn 2 O 3 (s) + 1 / 4O 2 (g) (3)
Mn 2 O 3 (s) = 2/3 Mn 3 O 4 (s) + 1 / 6O 2 (g) (4)
Mn 3 O 4 (s) = 3MnO (s) + 1 / 2O 2 (g) (5)
The reaction of the formula (3) occurs at about 400 ° C. or higher, the reaction of the formula (4) occurs at about 1000 ° C. or higher, and the reaction of the formula (5) occurs at about 1700 ° C. or higher. In the formulas (3) to (5), (s) represents a solid, and (g) represents a gas.

即ち、マンガン酸化物は2000℃以上に加熱されることで、還元されたと同様に酸素含有量を減少させ、その結果、常温のマンガン酸化物を還元する場合に比較して、少ない量の還元剤で還元することが可能となる。溶銑26には炭素が含有されており、この炭素がマンガン酸化物の還元剤として機能するが、還元対象のマンガン酸化物がMnO2からMnOに変わることで、溶銑中炭素の還元剤としての熱力学的な機能が大幅に増大し、下記の(6)式に示す、マンガン酸化物の還元反応が促進される。また、(6)式は吸熱反応であり、マンガン酸化物自体が加熱されることで、(6)式の反応が促進される。 That is, the manganese oxide is heated to 2000 ° C. or more to reduce the oxygen content in the same manner as reduced, and as a result, the amount of the reducing agent is smaller than that in the case of reducing the normal temperature manganese oxide. It becomes possible to reduce with. The hot metal 26 contains carbon, and this carbon functions as a reducing agent for manganese oxide. However, when the manganese oxide to be reduced is changed from MnO 2 to MnO, heat as a reducing agent for carbon in hot metal is reduced. The mechanical function is greatly increased, and the reduction reaction of manganese oxide shown in the following formula (6) is promoted. Further, the equation (6) is an endothermic reaction, and the reaction of the equation (6) is promoted by heating the manganese oxide itself.

MnO(s)+[C]=[Mn]+CO(g) …(6)
つまり、高い歩留まりでマンガン酸化物を溶銑中に還元することが実現される。尚、(6)式の[C]は溶銑中の炭素、[Mn]は溶銑中のマンガンを表している。
MnO (s) + [C] = [Mn] + CO (g) (6)
That is, it is possible to reduce manganese oxide into hot metal with a high yield. In the formula (6), [C] represents carbon in the hot metal, and [Mn] represents manganese in the hot metal.

また、本発明において、精錬用粉体噴射孔16から供給される精錬用粉体29の平均粒径をR(μm)としたとき、前記発熱量Qと、前記添加速度Sと、前記平均粒径Rとの関係が、下記の(1)式の範囲内となるように、前記発熱量Q、前記添加速度S、前記平均粒径Rのうちの少なくとも1つを調整することが好ましい。   In the present invention, when the average particle diameter of the refining powder 29 supplied from the refining powder injection hole 16 is R (μm), the calorific value Q, the addition rate S, and the average particle It is preferable to adjust at least one of the calorific value Q, the addition rate S, and the average particle size R so that the relationship with the diameter R falls within the range of the following formula (1).

Q/S≧0.4×R0.2 …(1)
(1)式を満足するように制御することで、更に高い歩留まりでマンガン酸化物を溶銑中に還元することが実現される。
Q / S ≧ 0.4 × R 0.2 (1)
By controlling so as to satisfy the expression (1), it is possible to reduce the manganese oxide into the hot metal with a higher yield.

また、精錬用粉体噴射孔16から搬送用ガスとともに噴射される精錬用粉体29のうちで、非燃性の石灰系媒溶剤及び酸化鉄は、形成される火炎の熱を受けて加熱または加熱・溶融し、加熱または溶融した状態で溶銑26の浴面に吹き付けられる。これにより、加熱された精錬用粉体29の熱が溶銑26に着熱し、溶銑26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、精錬用粉体噴射孔16から搬送用ガスとともに噴射される精錬用粉体29のうちの可燃性物質は、火炎によって燃焼し、燃料ガスの燃焼熱に加えて可燃性物質の燃焼熱が溶銑26の加熱に寄与し、溶銑26の温度が上昇して、添加した冷鉄源の溶解が促進される。   Of the refining powder 29 injected together with the conveying gas from the refining powder injection hole 16, the nonflammable lime-based medium solvent and iron oxide are heated or heated by the heat of the flame formed. It is heated and melted and sprayed onto the bath surface of the hot metal 26 in a heated or molten state. As a result, the heat of the heated refining powder 29 reaches the molten iron 26, the temperature of the molten iron 26 rises, and the melting of the added cold iron source is promoted. The combustible substance in the refining powder 29 injected together with the carrier gas from the refining powder injection hole 16 is burned by the flame, and the combustion heat of the combustible substance is added to the combustion heat of the fuel gas. This contributes to the heating of the hot metal 26, and the temperature of the hot metal 26 rises to promote the dissolution of the added cold iron source.

溶銑26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(P25)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27に、3CaO・P25の形態で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、特に、生石灰(CaO)、石灰石(CaCO3)、消石灰(Ca(OH)2)などの石灰系媒溶剤を精錬用粉体29に配合することが好ましい。石灰系媒溶剤を精錬用粉体29に配合しない場合や、精錬用粉体29に配合する場合であっても添加量が不足する場合には、石灰系媒溶剤を炉内に投入添加する。 In the dephosphorization reaction of the hot metal 26, 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 27 in the form of 3CaO · P 2 O 5 . In addition, the rate of dephosphorization increases as the hatching of the lime-based medium solvent is promoted. Therefore, it is particularly preferable to add a lime-based solvent such as quick lime (CaO), limestone (CaCO 3 ), slaked lime (Ca (OH) 2 ) to the refining powder 29. When the lime-based medium solvent is not blended with the refining powder 29 or when the addition amount is insufficient even when blended with the refining powder 29, the lime-based medium solvent is charged into the furnace.

溶銑26の脱炭反応が進行し、目標とする炭素濃度の溶鋼が溶製されたなら、上吹きランス3から炉内への全ての供給を停止して脱炭精錬を終了する。脱炭精錬後、炉本体2を傾動させて溶製された溶鋼を、出湯口6を介して、取鍋などの溶鋼保持容器に出湯し、出湯した溶鋼を次工程に搬送する。   When the decarburization reaction of the hot metal 26 proceeds and the molten steel having the target carbon concentration is produced, all the supply from the top blowing lance 3 into the furnace is stopped and the decarburization refining is finished. After decarburization and refining, the molten steel melted by tilting the furnace body 2 is discharged into a molten steel holding container such as a ladle through the outlet 6 and the discharged molten steel is conveyed to the next step.

以上説明したように、本発明によれば、燃料ガスの発熱量Qと精錬用粉体29の添加速度Sとの比Q/Sの値を1.0MJ/kg以上に制御して、マンガン酸化物を含有する精錬用粉体29を加熱するので、マンガン酸化物を含有する精錬用粉体29は、形成される火炎内を通過する際に高温(約2000℃)に加熱され、これにより、精錬用粉体中のマンガン酸化物は、常温で安定形態であるMnO2から高温で安定形態であるMnOに熱解離し、少ない還元剤の量でマンガン酸化物を十分に還元することが可能となり、その結果、マンガン酸化物を溶銑または溶鋼へ高い歩留まりで還元することが実現される。 As described above, according to the present invention, the value of the ratio Q / S between the calorific value Q of the fuel gas and the addition rate S of the refining powder 29 is controlled to 1.0 MJ / kg or more, and manganese oxidation Since the refining powder 29 containing the product is heated, the refining powder 29 containing the manganese oxide is heated to a high temperature (about 2000 ° C.) when passing through the formed flame. Manganese oxide in the powder for refining is thermally dissociated from MnO 2 which is a stable form at normal temperature to MnO which is a stable form at high temperature, and manganese oxide can be sufficiently reduced with a small amount of reducing agent. As a result, reduction of manganese oxide to hot metal or molten steel with high yield is realized.

尚、上記説明は、脱燐処理されていない溶銑を転炉にて脱炭精錬する場合を例として行ったが、脱燐処理が施された溶銑を転炉にて脱炭精錬する場合でも、上記に沿って脱炭精錬することで、本発明を適用することができる。また、予備処理として行う、転炉における溶銑の脱燐処理においても、上記に沿って酸化精錬することで、本発明を適用することができる。   In addition, although the said description was performed as an example when the hot metal which has not been dephosphorized is decarburized and refined in a converter, even when the hot metal subjected to dephosphorization is decarburized and refined in a converter, The present invention can be applied by decarburizing and refining along the above. Further, the present invention can also be applied to the dephosphorization of hot metal in a converter, which is performed as a preliminary treatment, by oxidative refining in accordance with the above.

図1に示す転炉設備と同一の構造である、炉容量が2.5トンの小型転炉設備を用い、マンガン酸化物を含有する精錬用粉体を上吹きランスの先端下方に形成される火炎で加熱しながら上吹き添加して、脱燐処理されていない溶銑の脱炭精錬を行う際に、上吹きランスから供給する燃料ガスの発熱量Qと上吹きランスから供給する精錬用粉体の添加速度Sとの比Q/Sの値を変更し、比Q/Sの値がマンガン酸化物中のマンガンの溶鋼への歩留まりに及ぼす影響を調査する試験を行った(試験No.1〜9)。また、上吹きランスの先端に火炎を形成するが、上吹きランスからは精錬用粉体を供給せずに、精錬用粉体を転炉上方から投入添加する試験も行った(試験No.10)。   Using a small converter with a furnace capacity of 2.5 tons, which has the same structure as the converter shown in FIG. 1, a refining powder containing manganese oxide is formed below the tip of the top blowing lance. The amount of heat Q of the fuel gas supplied from the top blowing lance and the powder for refining supplied from the top blowing lance when decarburizing and refining the hot metal that has not been dephosphorized by adding the top blowing while heating with a flame. The ratio Q / S value with the addition rate S of the steel was changed, and a test was conducted to investigate the effect of the ratio Q / S value on the yield of manganese in the manganese oxide to the molten steel (Test No. 1 9). In addition, although a flame was formed at the tip of the top blowing lance, a test was also conducted in which the fine powder for refining was charged and added from above the converter without supplying the fine powder for refining from the top blowing lance (Test No. 10). ).

精錬用粉体としては、マンガン鉱石と生石灰と鉄鉱石とを4:5:3の割合で混合した、平均粒径が100μmである混合物を使用した。但し、試験No.10では、マンガン鉱石、生石灰及び鉄鉱石は、粒状のものを使用し(粒径10〜50mm)、これらの混合物を転炉上方から添加した。燃料ガスとしてはプロパンガスを使用した。   As the powder for refining, a mixture having an average particle diameter of 100 μm, in which manganese ore, quicklime and iron ore were mixed at a ratio of 4: 5: 3, was used. However, in Test No. 10, the manganese ore, quicklime and iron ore were granular (particle size 10 to 50 mm), and a mixture thereof was added from above the converter. Propane gas was used as the fuel gas.

これらの試験において使用した上吹きランスは、図2に示す上吹きランスと同様に、6重管構造のものであり、その横断面において中心から、精錬用粉体供給流路、燃料ガス供給流路、燃焼用酸化性ガス供給流路、精錬用酸化性ガス供給流路、冷却水の給水流路、冷却水の排水流路の順に構成されている。   The top blowing lance used in these tests is of a six-pipe structure, similarly to the top blowing lance shown in FIG. It is comprised in order of the path, the oxidizing gas supply flow path for combustion, the oxidizing gas supply flow path for refining, the water supply flow path for cooling water, and the water discharge flow path for cooling water.

精錬用粉体はランス中心の円形ストレート型の精錬用粉体噴射孔から、燃料ガスは円環状(リング状)の燃料ガス噴射孔から、燃料ガスを燃焼する燃焼用の酸素ガスは円環状(リング状)の燃焼用酸化性ガス噴射孔から、精錬用の酸素ガスは同心円状に配置した3個のラバールノズル型の精錬用酸化性ガス噴射孔から炉内に供給した。精錬用粉体噴射孔は内径11.5mmであり、燃料ガス噴射孔は円環状スリットの隙間が1.0mm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1.85mmであり、精錬用酸化性ガス噴射孔はスロート径が9.1mmのラバールノズルで、ランス中心軸に対して15°の吐出角度(「傾角」という)を有しているものである。   Refining powder is from a circular straight type refining powder injection hole at the center of the lance, fuel gas is from an annular (ring-shaped) fuel gas injection hole, and combustion oxygen gas to burn the fuel gas is annular ( The oxygen gas for refining was supplied into the furnace through three Laval nozzle type refining oxidizing gas injection holes arranged concentrically from the ring-shaped combustion oxidizing gas injection holes. The fine powder injection hole has an inner diameter of 11.5 mm, the fuel gas injection hole has an annular slit gap of 1.0 mm, and the combustion oxidizing gas injection hole has an annular slit gap of 1.85 mm. The refining oxidizing gas injection hole is a Laval nozzle having a throat diameter of 9.1 mm, and has a discharge angle of 15 ° (referred to as “tilt angle”) with respect to the lance center axis.

試験は、転炉炉本体に、先ず、鉄スクラップを装入した後、温度が1350℃の溶銑を装入し、次いで、上吹きランスから、精錬用粉体、プロパンガス、燃焼用の酸素ガス、精錬用の酸素ガスを溶銑浴面に向けて吹き付けながら、底吹き羽口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。プロパンガスと燃焼用の酸素ガスとで上吹きランスの下方には火炎が形成された。使用したマンガン鉱石中の金属マンガン純分は48質量%であり、また、表1に、これらの試験で使用した溶銑の温度及び化学組成を示す。   In the test, first, iron scrap was charged into the converter main body, and then hot metal having a temperature of 1350 ° C. was charged. Then, argon gas was blown into the hot metal as a stirring gas from the bottom blowing tuyeres while oxygen gas for refining was blown toward the hot metal bath surface. A flame was formed below the top blowing lance with propane gas and oxygen gas for combustion. The pure manganese metal content in the manganese ore used was 48% by mass, and Table 1 shows the temperature and chemical composition of the hot metal used in these tests.

Figure 2014189859
Figure 2014189859

精錬用粉体の搬送用ガスには窒素ガスを用い、その流量は0.70Nm3/分とした。燃焼用の酸素ガスの供給流量はプロパンガスを完全燃焼させるのに必要な量とした。精錬用の酸素ガスの流量は、吹錬開始時から15分経過するまでの範囲を8.0Nm3/分、15分経過以降から脱炭精錬終了までは5.5Nm3/分とした。底吹き撹拌ガス吹き込み流量は吹錬開始時から脱炭精錬終了までの全範囲で0.25Nm3/分とした。鉄スクラップの装入量は、脱炭精錬終了時の溶鋼温度が1650℃となるように調節した。精錬用粉体の添加時間は全ての試験で10分間とした。尚、プロパンガスの発熱量は99.1MJ/Nm3で換算した。試験No.10では、プロパンガスの供給量は0.30Nm3/分とした。その他の条件は試験No.1〜9と同一の条件とした。 Nitrogen gas was used as the carrier gas for the refining powder, and the flow rate was 0.70 Nm 3 / min. The supply flow rate of oxygen gas for combustion was set to an amount necessary for complete combustion of propane gas. The flow rate of oxygen gas for refining, the range up to 15 minutes elapsed from the time of blowing start 8.0 nm 3 / min, from after 15 minutes elapsed until the end decarburization refining was 5.5 Nm 3 / min. The bottom blowing stirring gas blowing flow rate was set to 0.25 Nm 3 / min in the entire range from the start of blowing to the end of decarburization refining. The amount of iron scrap charged was adjusted so that the molten steel temperature at the end of decarburization refining was 1650 ° C. The refining powder was added for 10 minutes in all tests. The calorific value of propane gas was converted to 99.1 MJ / Nm 3 . In Test No. 10, the supply amount of propane gas was 0.30 Nm 3 / min. Other conditions were the same as those in Test Nos. 1-9.

試験No.1〜10における操業条件及び操業結果を表2に示す。表2の備考欄には、本発明の範囲内の試験を「本発明例」と表示し、本発明の範囲外の試験を「比較例」と表示している。   Table 2 shows the operation conditions and operation results in Test Nos. 1 to 10. In the remarks column of Table 2, tests within the scope of the present invention are indicated as “examples of the present invention”, and tests outside the scope of the present invention are indicated as “comparative examples”.

Figure 2014189859
Figure 2014189859

表2に示すように、試験No.6と試験No.10とでマンガン歩留まり(「Mn歩留まり」とも記す)を比較すると、本発明を適用することでマンガン歩留まりを高めた操業が可能であることが確認された。また、図3に、試験No.1〜9における比Q/Sの値とマンガン歩留まりとの関係を示す。図3からも明らかなように、比Q/Sの値が1.0MJ/kg以上となる条件で、マンガン歩留まりが著しく増加することが確認できた。   As shown in Table 2, when the manganese yield (also referred to as “Mn yield”) is compared between test No. 6 and test No. 10, it is possible to operate with an increased manganese yield by applying the present invention. Was confirmed. 3 shows the relationship between the ratio Q / S value and the manganese yield in Test Nos. 1 to 9. As is clear from FIG. 3, it was confirmed that the manganese yield was remarkably increased under the condition that the value of the ratio Q / S was 1.0 MJ / kg or more.

実施例1で使用した小型転炉設備、及び、実施例1で使用した上吹きランスを用いて、脱燐処理されていない溶銑の脱炭精錬を行う際に、上吹きランスから供給する燃料ガスの発熱量Qと上吹きランスから供給する精錬用粉体の添加速度Sとの比Q/Sの値を変更し、更に、使用する精錬用粉体の平均粒径Rを変更し、比Q/Sの値及び平均粒径Rのマンガン酸化物中のマンガンの溶鋼への歩留まりへの影響を調査する試験を行った(試験No.21〜45)。   Fuel gas supplied from the top blowing lance when performing decarburization refining of the hot metal that has not been dephosphorized using the small converter equipment used in Example 1 and the top blowing lance used in Example 1. The ratio Q / S between the calorific value Q of the refining powder and the addition rate S of the refining powder supplied from the top blowing lance is changed, and the average particle diameter R of the refining powder used is changed, and the ratio Q A test was conducted to investigate the influence of manganese in the manganese oxide having a value of / S and an average particle size R on the yield of the molten steel (Test Nos. 21 to 45).

精錬用粉体としては、マンガン鉱石と生石灰と鉄鉱石とを4:5:3の割合で混合した混合物を使用し、この精錬用粉体の平均粒径Rを、1000μm、250μm、100μm、50μm、25μmの5水準に変更した。また、燃料ガスとしてはプロパンガスを使用した。   As the powder for refining, a mixture in which manganese ore, quicklime and iron ore are mixed at a ratio of 4: 5: 3 is used. The average particle size R of the powder for refining is 1000 μm, 250 μm, 100 μm, 50 μm. , And changed to 5 levels of 25 μm. Propane gas was used as the fuel gas.

試験は、転炉炉本体に、先ず、鉄スクラップを装入した後、温度が1350℃の溶銑を装入し、次いで、上吹きランスから、精錬用粉体、プロパンガス、燃焼用の酸素ガス、精錬用の酸素ガスを溶銑浴面に向けて吹き付けながら、底吹き羽口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。プロパンガスと燃焼用の酸素ガスとで上吹きランスの下方には火炎が形成された。使用したマンガン鉱石中の金属マンガン純分は48質量%であった。使用した溶銑の化学組成は実施例1と同一である。   In the test, first, iron scrap was charged into the converter main body, and then hot metal having a temperature of 1350 ° C. was charged, and then from the top blowing lance, powder for smelting, propane gas, and oxygen gas for combustion Then, argon gas was blown into the hot metal as a stirring gas from the bottom blowing tuyeres while oxygen gas for refining was blown toward the hot metal bath surface. A flame was formed below the top blowing lance with propane gas and oxygen gas for combustion. The pure manganese metal content in the manganese ore used was 48% by mass. The chemical composition of the hot metal used is the same as in Example 1.

精錬用粉体の搬送用ガスには窒素ガスを用い、その流量は0.70Nm3/分とした。燃焼用の酸素ガスの供給流量はプロパンガスを完全燃焼させるのに必要な量とした。精錬用の酸素ガスの流量は、吹錬開始時から15分経過するまでの範囲を8.0Nm3/分、15分経過以降から脱炭精錬終了までは5.5Nm3/分とした。底吹き撹拌ガス吹き込み流量は吹錬開始時から脱炭精錬終了までの全範囲で0.25Nm3/分とした。鉄スクラップの装入量は、脱炭精錬終了時の溶鋼温度が1650℃となるように調節した。精錬用粉体の添加時間は全ての試験で10分間とした。尚、プロパンガスの発熱量は99.1MJ/Nm3で換算した。 Nitrogen gas was used as the carrier gas for the refining powder, and the flow rate was 0.70 Nm 3 / min. The supply flow rate of oxygen gas for combustion was set to an amount necessary for complete combustion of propane gas. The flow rate of oxygen gas for refining, the range up to 15 minutes elapsed from the time of blowing start 8.0 nm 3 / min, from after 15 minutes elapsed until the end decarburization refining was 5.5 Nm 3 / min. The bottom blowing stirring gas blowing flow rate was set to 0.25 Nm 3 / min in the entire range from the start of blowing to the end of decarburization refining. The amount of iron scrap charged was adjusted so that the molten steel temperature at the end of decarburization refining was 1650 ° C. The refining powder was added for 10 minutes in all tests. The calorific value of propane gas was converted to 99.1 MJ / Nm 3 .

試験No.21〜45における操業条件及び操業結果を表3に示す。表3の備考欄には、本発明の範囲内の試験を「本発明例」と表示し、本発明の範囲外の試験を「比較例」と表示している。   Table 3 shows the operation conditions and operation results in Test Nos. 21 to 45. In the remarks column of Table 3, tests within the scope of the present invention are displayed as “examples of the present invention”, and tests outside the scope of the present invention are displayed as “comparative examples”.

Figure 2014189859
Figure 2014189859

図4に、試験No.21〜45における比Q/Sの値とマンガン歩留まりとの関係を、精錬用粉体の平均粒径Rを指標として示す。図4に示すように、比Q/Sの値の増加に伴ってマンガン歩留まりは増加するものの、精錬用粉体の平均粒径Rが増加するにつれて、比Q/Sが同一の場合のマンガン歩留まりが低下することがわかった。ここで、図4において、マンガン歩留まりが急激に上昇する比Q/Sの値(以下、「比Q/Sの臨界点」と称す)を精錬用粉体の平均粒径R別に求めた。例えば、平均粒径Rが1000μmの精錬用粉体では、比Q/Sの臨界点は比Q/Sが約1.57MJ/kgのときである。   4 shows the relationship between the value of the ratio Q / S in Test Nos. 21 to 45 and the manganese yield, using the average particle size R of the powder for refining as an index. As shown in FIG. 4, although the manganese yield increases as the value of the ratio Q / S increases, the manganese yield when the ratio Q / S is the same as the average particle size R of the refining powder increases. Was found to decrease. Here, in FIG. 4, the value of the ratio Q / S at which the manganese yield rapidly increases (hereinafter referred to as “the critical point of the ratio Q / S”) was determined for each average particle size R of the powder for refining. For example, in a refining powder having an average particle size R of 1000 μm, the critical point of the ratio Q / S is when the ratio Q / S is about 1.57 MJ / kg.

このようにして求めた比Q/Sの臨界点を縦軸とし、精錬用粉体の平均粒径Rを横軸として、比Q/Sの臨界点と精錬用粉体の平均粒径Rとの関係を図5に示す。図5に基づいて、マンガン歩留まりの高い範囲を比Q/Sの臨界点と平均粒径Rの関係で近似すると、マンガン歩留まりの高い範囲は、下記の(1)式の範囲内であることがわかった。
Q/S≧0.4×R0.2 …(1)
但し、(1)式において、Qは燃料ガスの発熱量(MJ/分)、Sは精錬用粉体の添加速度(kg/分)、Rは精錬用粉体の平均粒径(μm)である。また、図5では横軸を対数目盛りで表示している。尚、比Q/Sの臨界点は、(1)式に示すように、精錬用粉体の平均粒径Rによって変化するが、比Q/Sの上限値は、精錬用粉体の平均粒径Rに影響することはなく、精錬用粉体の平均粒径Rに拘わらず、5.0MJ/kg以下とすることが好ましい。
With the critical point of the ratio Q / S thus determined as the vertical axis and the average particle diameter R of the refining powder as the horizontal axis, the critical point of the ratio Q / S and the average particle diameter R of the refining powder as The relationship is shown in FIG. When the high manganese yield range is approximated by the relationship between the critical point of the ratio Q / S and the average particle size R based on FIG. 5, the high manganese yield range may be within the range of the following formula (1). all right.
Q / S ≧ 0.4 × R 0.2 (1)
However, in the formula (1), Q is the calorific value of the fuel gas (MJ / min), S is the addition rate (kg / min) of the refining powder, and R is the average particle size (μm) of the refining powder. is there. In FIG. 5, the horizontal axis is displayed on a logarithmic scale. The critical point of the ratio Q / S varies depending on the average particle size R of the refining powder as shown in the equation (1), but the upper limit of the ratio Q / S is the average particle of the refining powder. The diameter R is not affected and is preferably 5.0 MJ / kg or less regardless of the average particle diameter R of the refining powder.

即ち、燃料ガスの発熱量Q、精錬用粉体の添加速度S、精錬用粉体の平均粒径Rのうちの少なくとも1つを調整して(1)式の関係を満足させることで、マンガン歩留まりを向上させることが可能であることが確認できた。   That is, by adjusting at least one of the calorific value Q of the fuel gas, the addition rate S of the refining powder, and the average particle size R of the refining powder, the relationship of formula (1) is satisfied, It was confirmed that the yield can be improved.

1 転炉設備
2 炉本体
3 上吹きランス
4 鉄皮
5 耐火物
6 出湯口
7 底吹き羽口
8 ガス導入管
9 精錬用粉体供給管
10 燃料ガス供給管
11 燃焼用酸化性ガス供給管
12 精錬用酸化性ガス供給管
13 ディスペンサー
14 ランス本体
15 ランスチップ
16 精錬用粉体噴射孔
17 燃料ガス噴射孔
18 燃焼用酸化性ガス噴射孔
19 精錬用酸化性ガス噴射孔
20 最内管
21 仕切り管
22 内管
23 中管
24 外管
25 最外管
26 溶銑
27 スラグ
28 攪拌用ガス
29 精錬用粉体
30 精錬用粉体供給流路
31 燃料ガス供給流路
32 燃焼用酸化性ガス供給流路
33 精錬用酸化性ガス供給流路
34 遮断バルブ
DESCRIPTION OF SYMBOLS 1 Converter equipment 2 Furnace main body 3 Top blowing lance 4 Iron skin 5 Refractory 6 Outlet 7 Bottom blowing tuyere 8 Gas introduction pipe 9 Refining powder supply pipe 10 Fuel gas supply pipe 11 Combustion oxidizing gas supply pipe 12 Refining oxidizing gas supply pipe 13 Dispenser 14 Lance body 15 Lance tip 16 Refining powder injection hole 17 Fuel gas injection hole 18 Combustion oxidizing gas injection hole 19 Refining oxidizing gas injection hole 20 Innermost pipe 21 Partition pipe 22 inner pipe 23 middle pipe 24 outer pipe 25 outermost pipe 26 hot metal 27 slag 28 gas for stirring 29 powder for refining 30 powder supply path for refining 31 fuel gas supply flow path 32 oxidizing gas supply flow path for combustion 33 Refining oxidizing gas supply flow path 34 Shut-off valve

Claims (2)

精錬用粉体供給流路と、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、それぞれ別々に有する上吹きランスを用い、前記燃料ガス供給流路から燃料ガスを供給すると同時に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、該燃焼用酸化性ガスと前記燃料ガスとで前記上吹きランスの先端下方に火炎を形成させながら、前記精錬用粉体供給流路から、マンガン酸化物を含有する精錬用粉体を不活性ガスとともに転炉内の溶銑浴面に向けて添加し、且つ、前記精錬用酸化性ガス供給流路から精錬用酸化性ガスを転炉内の溶銑浴面に向けて供給して転炉内の溶銑を酸化精錬する、転炉における溶銑の精錬方法であって、
前記燃料ガスの発熱量をQ(MJ/分)、前記精錬用粉体の添加速度をS(kg/分)としたとき、発熱量Qと添加速度Sとの比Q/Sの値が1.0MJ/kg以上となるように、発熱量Q及び/または添加速度Sを調整することを特徴とする、転炉における溶銑の精錬方法。
Refining powder supply flow path, fuel gas supply flow path, fuel gas combustion oxidizing gas supply flow path, and refining oxidizing gas supply flow path, each using an upper blowing lance, The fuel gas is supplied from the fuel gas supply flow path, and at the same time, the combustion oxidizing gas is supplied from the combustion oxidizing gas supply flow path, and the tip of the upper blowing lance is formed by the combustion oxidizing gas and the fuel gas. While forming a flame below, the refining powder containing manganese oxide is added together with an inert gas toward the hot metal bath surface in the converter from the refining powder supply channel, and the refining A method for refining hot metal in a converter, wherein the oxidizing gas for refining is supplied toward the hot metal bath surface in the converter from the oxidizing gas supply flow path, and the hot metal in the converter is oxidized and refined.
When the calorific value of the fuel gas is Q (MJ / min) and the addition rate of the refining powder is S (kg / min), the ratio Q / S between the calorific value Q and the addition rate S is 1. A method for refining hot metal in a converter, wherein the calorific value Q and / or the addition rate S is adjusted so as to be 0.0 MJ / kg or more.
更に、前記精錬用粉体の平均粒径をR(μm)としたとき、前記発熱量Qと、前記添加速度Sと、前記平均粒径Rとの関係が、下記の(1)式の範囲内となるように、前記発熱量Q、前記添加速度S、前記平均粒径Rのうちの少なくとも1つを調整することを特徴とする、請求項1に記載の転炉における溶銑の精錬方法。
Q/S≧0.4×R0.2 …(1)
Furthermore, when the average particle size of the refining powder is R (μm), the relationship between the calorific value Q, the addition rate S, and the average particle size R is within the range of the following formula (1). 2. The method for refining hot metal in a converter according to claim 1, wherein at least one of the calorific value Q, the addition rate S, and the average particle size R is adjusted so as to be within.
Q / S ≧ 0.4 × R 0.2 (1)
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Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2022163121A1 (en) * 2021-02-01 2022-08-04 Jfeスチール株式会社 Top blowing lance for converter, method for adding auxiliary raw material, and method for refining of molten iron

Citations (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4511397A (en) * 1982-10-06 1985-04-16 Arbed S.A. Process for increasing the degree of afterburning of carbon monoxide in the refining of iron melts
JPH03219006A (en) * 1988-11-22 1991-09-26 Nippon Steel Corp Method for adding mn into molten iron and mn agent for addition
JPH07216430A (en) * 1994-02-02 1995-08-15 Nippon Steel Corp Molten steel production method and top blowing lance for molten metal refining
JPH1088217A (en) * 1996-09-19 1998-04-07 Nippon Steel Corp Method for injecting powdery material into molten iron
JPH1180825A (en) * 1997-09-09 1999-03-26 Nippon Steel Corp Top-blown lance for converter refining and converter refining method by using this
JP2003147430A (en) * 2001-11-12 2003-05-21 Nkk Corp Reducing agent for steelmaking, and steelmaking method
JP2003172584A (en) * 2001-09-28 2003-06-20 Nippon Sanso Corp Fine particle blowing device and refining method
JP2008179876A (en) * 2006-03-23 2008-08-07 Jfe Steel Kk Powder heating burner lance and smelting reduction method using it
JP2012229486A (en) * 2011-04-13 2012-11-22 Jfe Steel Corp Method for producing molten steel

Patent Citations (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4511397A (en) * 1982-10-06 1985-04-16 Arbed S.A. Process for increasing the degree of afterburning of carbon monoxide in the refining of iron melts
JPH03219006A (en) * 1988-11-22 1991-09-26 Nippon Steel Corp Method for adding mn into molten iron and mn agent for addition
JPH07216430A (en) * 1994-02-02 1995-08-15 Nippon Steel Corp Molten steel production method and top blowing lance for molten metal refining
JPH1088217A (en) * 1996-09-19 1998-04-07 Nippon Steel Corp Method for injecting powdery material into molten iron
JPH1180825A (en) * 1997-09-09 1999-03-26 Nippon Steel Corp Top-blown lance for converter refining and converter refining method by using this
JP2003172584A (en) * 2001-09-28 2003-06-20 Nippon Sanso Corp Fine particle blowing device and refining method
JP2003147430A (en) * 2001-11-12 2003-05-21 Nkk Corp Reducing agent for steelmaking, and steelmaking method
JP2008179876A (en) * 2006-03-23 2008-08-07 Jfe Steel Kk Powder heating burner lance and smelting reduction method using it
JP2012229486A (en) * 2011-04-13 2012-11-22 Jfe Steel Corp Method for producing molten steel

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2022163121A1 (en) * 2021-02-01 2022-08-04 Jfeスチール株式会社 Top blowing lance for converter, method for adding auxiliary raw material, and method for refining of molten iron
JPWO2022163121A1 (en) * 2021-02-01 2022-08-04
JP7215638B2 (en) 2021-02-01 2023-01-31 Jfeスチール株式会社 Method for controlling top-blowing lance of converter, method for adding auxiliary materials, and method for refining molten iron

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