JP3700458B2 - Low Si hot metal manufacturing method - Google Patents

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Description

【0001】
【発明の属する技術分野】
本発明は、低Si溶銑の製造方法に係わり、詳しくは、スクラップ、還元鉄、あるいは高塩基性物質を高炉の炉壁側へ優先的に装入し、炉芯部の通気性、通液性を阻害することなく安定して低Si溶銑を製造する技術である。
【0002】
【従来の技術】
図5に、高炉内の状態を模式的に示す。高炉では、炉頂から鉄源の鉄鉱石(塊鉱石や焼結鉱、ペレット等)及び副原料の石灰石等からなる鉱石1と、コークス2といった原料が交互に装入され、炉内に鉱石とコークスの層状の充填層が形成される。この交互に装入される鉱石1あるいはコークス2をそれぞれ1チャージ分の鉱石あるいは1チャージ分のコークスと呼ぶ。各チャージの鉱石は、それぞれ1回の装入で炉内へ装入される場合もあるし、また1チャージ分の鉱石を2回以上の装入に分割して行う場合もある。この分割された鉱石の装入をそれぞれバッチと呼ぶ。同様に1チャージ分の鉱石あるいは1チャージ分のコークスも分割してバッチ分けて装入されることもある。前記炉内に形成された充填層へ炉の下方に設置した羽口10から高温の空気あるいは酸素富化空気を吹き込むことで、コークスを燃焼して高温の還元性ガスを生成させ、これが炉内の充填層中を上昇する間に、鉱石の還元が溶融を行い、溶融した銑鉄及びスラグが炉床8へ滴下し、これを炉床8に開口した出銑口11から炉外へ出銑することで溶融銑鉄が製造される。
【0003】
この高炉を安定に操業するには、炉内の高温ガスの流れを適正に制御して、炉内の充填層の温度分布を適正にし、昇温、還元、溶融を安定に行うことが必要である。従来の研究では、炉壁部に比べて炉中心部のガス流れを多くすると、炉内の充填層を形成する原料が安定して降下し、昇温、還元、溶融が安定に行われることが判っている。炉壁部側にガス流れが多くなると、円周方向に不均一なガス流れとなり易く、その結果、円周方向に2つないし4つ設けられる出銑口11から出銑される溶銑スラグの成分がばらつくといった不安定な操業になり易い。
【0004】
このような不安定な操業では、ガスの通気性の比較的悪い場所においても十分な熱を供給して、溶銑温度の低下といった品質悪化を防ぐ必要があるため、高炉全体として炉内へ供給する熱量を増加しなければならない。その結果、高炉内においてSiO2の還元反応が進み、溶銑中Siが上昇するといった問題が生じる。溶銑中Siが高いと、後工程となる溶銑予備処理あるいは製錬処理におけるフラックスの添加量を増やす必要があり、コスト的には不利である。従って、溶銑の品質を安定して良好なものとするためにも、炉内ガス流分布の安定による操業安定が必要である。
【0005】
炉中心部にガス流を多くするような操業を行う手段として最も基本的なものは、当炉内へ装入する原料の粒径を制御し、炉中心部へ粗い原料を装入し、炉壁部へ細かい原料を装入することで、炉中心部のガス通気抵抗を炉壁部に比べて小さくするものである。つまり、原料の炉内への装入時に炉内の充填層を形成する原料の粒径分布を適正にすることが安定操業の重要な操作手段となっている。
【0006】
原料を装入する手段の一つに、炉頂に設置したホッパ(図示せず)より装入シュート3を介して装入するベルレス装入装置が知られている。これは、一回の原料装入にあたり、装入シュート3を所定の旋回数だけ旋回させて炉内へ装入しながら各旋回数における傾動角を変更させて原料を炉内へ散布するものであり、装入シュート3の鉛直下方とのなす角(傾動角θ)を順次変更させながら装入することで、充填層の任意の位置に原料を配置するものである。この傾動角の変更は、原理的には、任意に変更できるものではあるが、数十トンの原料を装入シュートの十数回の旋回中に装入するという規模の設備であるので、旋回途中で傾動角をいきなり大きくしたり、あるいは小さくしたり自在に変更することは、設備的にも負荷が大きいのみならず、傾動角を変更中に装入される原料の炉内での着地地点が制御し難いと言った問題がある。そのため、傾動角の変更は、経時的に徐々に小さくする、あるいは大きくするといった一方向で行うのが普通である。
【0007】
前記した高炉での適正な原料粒径分布をこのベルレス装入装置で達成するためには、炉頂のホッパから排出される原料を経時的に粒径変化できることが好ましい。一般に、ホッパへ上方から粉粒体を投入していくと、投入された原料の着地地点を頂上とする山を形成するが、その山の頂上付近は粒径の細かいものが存在し、ホッパ壁部の裾野の方には粒径の粗いものが存在する。従って、その後下方の排出口から排出させる時、その山の粒径の細かいものから排出され、最後にホッパ壁部の粒径の粗いものが排出されるという特性がある。従来は、前記した装入シュートの傾動角を大きい角度から徐々に小さい角度へ変更しながら旋回させるという所謂「傾動方向」に装入シュートを動かしていた。また、同時に炉内での原料堆積表面形状を炉壁部で高く炉中心部で低いすり鉢形状とすることが行われており、これにより、炉内へ原料が着地した後に、比較的粗い原料は炉中心部へ転がる効果を期待していた。また、このすり鉢形状の原料堆積表面形状では、炉中心部の充填層の厚みが炉壁部よりも薄くなるので、その点でも炉中心部のガス流を多くする効果が期待できる。
【0008】
ところで、高炉4で、低Si溶銑(溶銑中のSi濃度が0.2重量%以下)を製造する技術に、高塩基性物質を炉の炉壁側に優先的に装入して操業する方法がある。例えば、特開平8−311511号公報は、高炉装入物の塩基度分布を、炉の無次元半径0.7±0.1より大きい領域(炉壁部)で高く、中心部で低くし、且つ中心部へのコークス装入量を増加して炉芯の通気性、通液性を高く維持して、安定的に低Si溶銑を製造するものである。この技術は、図5に示す羽口13前方の高温域で下記反応により生じたSiOガスが溶銑中に移行するが、該高温域を通過する溶融物の塩基度を高め、SiO2の活量を低下させ、SiOガスの発生を抑制することに基づいている。
【0009】
SiO2 +C(コークス中)→SiO(ガス) +CO(ガス)
SiO +C(溶銑中)→Si(溶銑中) +CO(ガス)
また、特開昭63−137110号公報は、鉄スクラップ、還元鉄等のメタリック鉄を高炉装入物へ加え、該メタリック鉄の量を調整して低Si溶銑を製造する技術を提案している。この技術は、高炉4内で、固体粒子とガスの熱容量の比である熱流比を高めて操業すると、図5に示した融着帯6が羽口13レベルに向けて下がり、滴下する溶銑とSiOガスとの接触機会が減ることに基づいている。
【0010】
これら特開平8−311511号公報及び特開昭63−137110号公報記載の技術を用いると、炉芯(デッド・マン9と称し、コークスがコーン状に堆積している部分、図5参照)の不活性化(通気、通液が悪い状態になる)がある程度防止でき、低Si溶銑を製造できるようになった。しかしながら、低Si溶銑を確実に製造するには、まだ操業に不安定な面もあり、改良の余地があると考えられていた。
【0011】
【発明が解決しようとする課題】
本発明は、かかる事情に鑑み、高炉で高塩基性物質、鉄スクラップ、還元鉄等を多量に使用しても、確実に溶銑中Si濃度を0.2重量%以下にでき、且つ安定した操業が可能な低Si溶銑の製造方法を提供することを目的としている。
【0012】
【課題を解決するための手段】
発明者は、上記目的を達成するため、前記従来の技術を鋭意見直した。その結果、従来通常行われている装入シュートを順傾動方向へ変更しながら装入する方法では、装入物が所定の領域に確実に入らない場合があることが判った。すなわち、前記したように、装入シュートを順傾動方向へ変更して炉内の原料堆積面をすり鉢状に形成する方法では、炉内へ原料が着地した後に比較的粗い原料は炉中心部へ転がる効果で炉中心部の原料粒径を比較的大きいものとしていたが、これと同時に、炉壁部へ装入する高塩基度物質が炉中心部へ流れ込む可能性を生じていたのであった。つまり、従来の装入方法では、装入物充填面が炉中心へ向けて低くなっている(通常、安息角として30°程度の勾配がつく)。そのため、特開平8−311511号公報記載の技術では、周辺へ装入した高塩基度物質(CaO含有量の多い鉄鉱石、石灰石、ドロマイト等)の一部は、その傾斜面を転がったり、あるいは流れ落ちて中心部に充填され、高塩基性物質が炉の周辺部に堆積しておらず、また、炉芯の通気性、通液性も良くならない。
【0013】
一方、特開昭63−137110号公報記載の技術では、炉の半径方向全体にわたって平均して融着帯6の位置が低下するので、特に高温域における羽口13レベルとの距離が予想したほど短くならず、その領域における溶銑へのSi吸収が抑制されていないと考えられた。そこで、発明者は、これら問題点の対策をさらに研究し、その成果を本発明に具現化したのである。
【0014】
すなわち、本発明は鉱石とコークスとからなる原料のうち、少なくとも鉱石を、炉頂に設けられた装入シュートを旋回させつつ炉中心部から炉壁方向に傾動させて装入する高炉での低Si溶銑の製造方法において、前記鉱石の1チャージ分を2バッチ以上に分割し、分割された一つのバッチを高CaO含有物質と混合したバッチとなし、該バッチを、炉内を炉半径方向に炉中心部、炉壁部の2領域に区分したうちの炉壁部へ装入することを特徴とする低Si溶銑の製造方法である。その際、前記高塩基性物質を石灰石及び/又はドロマイトとすることが好ましい。
【0015】
さらに、本発明は、鉱石とコークスとからなる原料のうち、少なくとも鉱石を、炉頂に設けられた装入シュートを旋回させつつ炉中心部から炉壁方向に傾動させて装入する高炉での低Si溶銑の製造方法において、前記鉱石の1チャージ分を2バッチ以上に分割し、分割された一つのバッチの全量あるいは一部を金属鉄となし、該バッチを、炉内を炉半径方向に炉中心部、炉壁部の2領域に区分したうちの炉壁部へ装入することを特徴とする低Si溶銑の製造方法である。その際、前記メタリック鉄を鉄スクラップ及び/又は還元鉄とすることが好ましく、さらに加えて、前記中心部を炉中心から無次元半径で0.6±0.2の領域とするのが良い。
【0016】
本発明では、ベルレス式装入装置を備えた高炉4に、鉄鉱石1(鉄鉱石、焼結鉱、その他造滓用鉱石を含む)及びコークス2を交互に装入するに際し、旋回シュート3の傾斜を炉4の中心から周辺へ向かうように変更しつつ旋回させるようにしたので、充填層面に従来生じていた中心向けの勾配が解消された。その結果、周辺部に装入された物質の1部が、あるいは表層が炉4の中心部に入り込むのを完全に防止できるようになる。また、羽口10前の高温域でのSiOガスの発生や、溶銑への該ガスの吸収が従来より確実に抑制されるようになり、低Si溶銑が安定して得られるようになった。
【0017】
【発明の実施の形態】
以下、図面を参照して、本発明の実施の形態を説明する。
【0018】
図1(a)は、従来の順傾動方向へ傾動角を変更して鉱石1を装入したときの炉内鉱石の堆積状態を模式的に示している。ここでは、装入シュート3の各旋回毎の鉱石の堆積状況を示している。炉壁側から鉱石の装入を行っているため、コークス2の堆積面の斜面上に装入された鉱石が斜面に沿って炉中心部側へ流れ込む。そこで、ある旋回数において装入された原料が落下地点から炉中心部へ亘って広い範囲で堆積する。これに対して、後述の本発明で行うように、逆傾動方向に鉱石1の装入を行うと、図1(b)に示すように、先に装入したコークスが堰となって次の旋回で装入されるコークスは落下地点に山を形成し、順傾動方向に装入するのに比べて遥かに狭い場所に堆積する。これにより、装入物の落下位置への原料装入が非常に精度よく行うことができるのである。なお、図1においては、コークスは1チャージ分の堆積形状をまとめて示している。
【0019】
本発明では、この現象を利用して、鉱石チャージを2つ以上のバッチに分割して、その一つのバッチを高CaO含有物質と混合したバッチとするか、あるいは金属鉄と混合したバッチとし、このバッチを炉壁部へ装入することにより、高CaO含有物質を炉壁部に集中的に使用することが可能となる。
【0020】
図2は、鉱石チャージを2バッチに分割し、その一方の鉱石バッチ(混合バッチ)1aに高CaO含有物質あるいは金属鉄を混ぜた時の炉内堆積状況を示す。高CaO含有物質あるいは金属鉄を混ぜない通常の鉱石バッチ(非混合バッチ)1bを炉内の炉中心部へ装入した後に、高CaO含有物質あるいは金属鉄を混ぜた鉱石バッチ1aを炉壁部へ装入している。このように鉱石バッチを分けて高CaO物質あるいは金属鉄を装入することで炉中心部へ装入する通常の鉱石バッチ1bに高CaO含有物質あるいは金属鉄が混じることがなく、また高CaO含有物質あるいは金属鉄を装入する鉱石を装入する鉱石バッチ1aは炉壁部へ逆傾動方向に装入するので、炉中心部へ高CaO含有物質あるいは金属鉄が流れ込むことがない。従って、小塊コークスの使用量を増やしていっても、炉中心部へ高CaO含有物質が混入し、炉中心部のガス流を抑制することがなくなり、また羽口前の高温域でのSiOガスの発生や溶銑への該ガスの吸収が抑制できる。
【0021】
本発明では、鉄鉱石1に混合する高塩基性物質には、石灰石、ドロマイト、CaO含有量の高い鉄鉱石等を用いる。さらに、この場合、周辺部に装入された物の全体で塩基度が1.8〜3.0であることが好ましい。1.8未満では、SiOガスの発生量を低減させる効果が少なく、3.0超えでは後にスラグとなった際、スラグの塩基度が高過ぎて、高炉4の安定操業に悪影響を及ぼすからである。鉄スクラップを混合する場合は、そのサイズをなるべく事前に調整し3〜200mm程度にすることが好ましい。あまり大きいと、正常な充填が難しくなるし、小さ過ぎると、通気性を悪化させるからである。還元鉄としては、他の装置で鉄鉱石1を予備還元したものが利用するのが良い。製鉄所内で得られる排ガスの利用で、安価に入手できるからである。その他、市場に流通する鉄スクラップ、製鉄所内で発生する鉄スクラップ等も好適に利用できる。
【0022】
なお、上記した炉4の中心部、周辺部という領域の大きさは、高炉4の容量によってそれぞれ異なる。しかし、本発明の目的は、炉内のガス流れを中心に多くして(中心流志向という)、安定操業を図ることにあるので、中心部の無次元半径(中心からの距離/炉口部半径)で0.6±0.2を好ましい範囲とする。0.4未満では、明確なガスの中心流分布が得られず、0.8を超えると周辺部に高塩基性物質、あるいは鉄スクラップ等を優先的に装入した効果が十分に発揮できず、溶銑中のSi濃度が安定して0.15重量%以下にならないからである。
【0023】
【実施例】
(実施例1)
ベルレス装入装置を備えた5000m3級高炉の操業に、本発明に係る方法と従来の方法とを期間を別にして適用した。その操業で製造した銑鉄の出銑量は、9000t/d〜11000t/dであり、操業条件としては、送風量 6500Nm3/min、炉頂圧力 260kPa、コークス比 450kg/t、微粉炭比 70kg/tを基準とした。
【0024】
また、装入物としては、コークス2が平均粒径50mmに整粒した塊状の高炉コークスであり、鉄鉱石1が、粒径15〜25mm程度の焼結鉱及び鉄鉱石等である。高塩基性物質には、石灰石、ドロマイトを粒径5〜20mmに調整したのものを用いた。1チャージあたりの装入量は、コークス2が35トン、鉄鉱石1が110トンである。
【0025】
鉄鉱石は、2バッチに分割し、先に装入するバッチ(O1バッチ)は65トン、後に装入するバッチ(O2バッチ)は45トンとした。O2バッチは、石灰石とドロマイトを含み、O2バッチ中鉱石の塩基度(CaO重量%/SiO2重量%)は2.0となるように調整した。
【0026】
最初に比較例1としてO1バッチ、O2バッチ共に装入シュートを炉壁部から炉中心部方向へ変更しながら装入して操業を行った。旋回速度は8rpmを基準として適宜変更した。O1バッチは、炉半径方向でほぼ全面に堆積するように装入した。その後、O2バッチを傾動角を最初60°から1旋回毎に1度ずつ低減させて炉半径方向で炉中心軸から無次元半径0.5〜1に相当する位置へ着地するように装入した。
【0027】
その後、本発明に係る装入を実施し、実施例1の操業とした。O1、O2バッチの量、構成成分は同一とし、装入シュートの傾動方向を炉中心部から炉壁部へ変更した。O1バッチは、比較例1と同様に炉半径方向でほぼ全面に堆積するように装入した。その後、O2バッチを傾動角45°から1旋回毎に1°ずつ増加させて、炉半径方向で炉中心軸から無次元半径0.5〜1に相当する位置へ着地するように装入した。
【0028】
これらの操業期間中に多数回の出銑が行われたが、溶銑中のSi濃度は、図3に示すように、本発明の適用時のほうが従来方法の適用時に比べて低くなっている。また、本発明によれば、炉床でのスラグ・バランスの崩れが少なく、円滑な操業ができたのに対し、従来の方法では、長い期間に渡り、送風量の低減を余儀なくされる状況があった。図3の通気抵抗F2は、[(送風圧力kg/cm22−(炉頂圧力kg/cm22]/(炉のガス量Nm3/min)1.7で定義される指数であり、本発明の適用により、通気抵抗も低く安定している。
(実施例2)
実施例1と同様な操業条件で、鉄スクラップ、還元鉄を、炉周辺部に装入する操業を行った。装入物としては、コークス2が平均粒径50mmに整粒した塊状の高炉コークスであり、鉄鉱石1が、粒径15〜25mm程度の焼結鉱及び鉄鉱石等である。鉄スクラップは、製鉄内で発生したもので、平均サイズが長さ50mm、幅30mm,厚み20mm程度のものであり、還元鉄は、粒径10〜25mmの還元ペレットを用いた。それらの量は、鉄鉱石1トンあたり、それぞれ0.1トン、0.1トンである。なお、1チャージあたりのコークス量は35トン、鉱石量は鉄スクラップ還元鉄を加えて120トンである。
【0029】
最初に、比較例2として、鉱石100トンと鉄スクラップ10トン、還元鉄10トンを合わせた120トンの1チャージ分の鉱石を1回の装入で炉内へ装入する操業を行った。装入シュートを炉壁部から炉中心部方向へ変更しながら、炉半径方向でほぼ全面に堆積するように装入した。旋回速度は8rpmを基準として適宜変更した。
【0030】
その後、実施例1とは別形態の本発明に係る操業を行い実施例2とした。実施例2では、鉄鉱石を2バッチに分割し、先に装入するバッチ(O1バッチ)は60トン、後に装入するバッチ(O2バッチ)は60トンとした。O2バッチは、鉄スクラップ10トン及び還元鉄10トンを含むバッチとした。
【0031】
O2、O2バッチは、いずれも装入シュートの傾動方向を炉中心部から炉壁部方向へ変更した。O1バッチは、炉半径方向でほぼ全面に堆積するように装入した。その後、O2バッチを傾動角45°から1旋回毎に1°ずつ増加させて炉半径方向で炉中心軸から無次元半径0.5〜1に相当する位置へ着地するように装入した。
【0032】
これらの操業期間中に多数回の出銑が行われたが、図4に示すように、溶銑中の平均Si濃度は、本発明の適用時が0.20重量%、従来方法の適用時が0.24重量%であった。つまり、本発明によれば、安定して確実に溶銑中のSi濃度が低減できる。また、本発明によれば、炉床でのスラグ・バランスの崩れが少なく、円滑な操業ができたのに対し、従来の方法では、長い期間に渡り、送風量の低減を余儀なくされる状況があった。
【0033】
【発明の効果】
以上述べたように、本発明により、高CaO含有物質、金属鉄等の炉壁部装入が確実に行うことができ、従来より安定した低Si溶銑が製造できるようになった。
【図面の簡単な説明】
【図1】高炉へコークスを装入した時の炉内充填層堆積形状を示す模式図であり、(a)は、従来の順傾動方式、(b)は、逆傾動方式の場合である。
【図2】本発明による炉内充填層表面堆積形状を示す図である。
【図3】本発明の実施例1及び比較例1の方法による操業で得た溶銑中Si濃度等の経時変化を示す図である。
【図4】本発明の実施例2及び比較例2の方法による操業で得た溶銑中Si濃度等の経時変化を示す図である。
【図5】一般的な高炉の内部状況を示す図である。
【符号の説明】
1 鉄鉱石
1a 混合バッチ
1b 非混合バッチ
2 コークス(塊コークス)
3 旋回シュート
4 高炉(炉)
5 混合物(高塩基性物質を混合した鉄鉱石)
6 軟化帯(融着帯)
7 シャフト部
8 炉床
9 炉芯(デッド・マン)
10 羽口
11 出銑口
12 炉壁
13 高炉の中心線
[0001]
BACKGROUND OF THE INVENTION
The present invention relates to a method for producing low Si hot metal. Specifically, scrap, reduced iron, or a high basic substance is preferentially charged to the furnace wall side of the blast furnace, and the air permeability and liquid permeability of the furnace core part. Is a technique for stably producing a low Si hot metal without hindering the above.
[0002]
[Prior art]
FIG. 5 schematically shows the state in the blast furnace. In the blast furnace, raw materials such as iron ore (coal ore, sintered ore, pellets, etc.) and secondary raw material limestone, etc., and coke 2 are charged alternately from the top of the furnace, A layered packed layer of coke is formed. These ores 1 or coke 2 charged alternately are called one charge ore or one charge coke, respectively. Each charge ore may be charged into the furnace in one charge, or one charge ore may be divided into two or more charges. Each of the divided ore charges is called a batch. Similarly, one charge of ore or one charge of coke may be divided and charged in batches. By blowing hot air or oxygen-enriched air from the tuyere 10 installed below the furnace into the packed bed formed in the furnace, the coke is burned to generate high-temperature reducing gas, During the ascending of the packed bed, the ore is reduced and the molten pig iron and slag are dripped onto the hearth 8, and this is discharged out of the furnace through the spout 11 opened in the hearth 8. As a result, molten pig iron is produced.
[0003]
In order to operate this blast furnace stably, it is necessary to properly control the flow of high-temperature gas in the furnace, to optimize the temperature distribution of the packed bed in the furnace, and to stably raise the temperature, reduce, and melt. is there. In conventional research, if the gas flow at the center of the furnace is increased compared to the furnace wall, the raw material that forms the packed bed in the furnace falls stably, and the temperature rise, reduction, and melting are performed stably. I understand. If the gas flow increases on the furnace wall side, the gas flow tends to be uneven in the circumferential direction, and as a result, the component of the molten iron slag discharged from the outlets 11 provided in two or four in the circumferential direction. It tends to be an unstable operation that varies.
[0004]
In such an unstable operation, it is necessary to supply sufficient heat even in a location where gas permeability is relatively poor to prevent quality deterioration such as a decrease in hot metal temperature, so that the entire blast furnace is supplied into the furnace. The amount of heat must be increased. As a result, the reduction reaction of SiO 2 proceeds in the blast furnace, causing a problem that Si in the hot metal rises. When the hot metal Si is high, it is necessary to increase the amount of flux added in the hot metal preliminary treatment or smelting treatment as a subsequent process, which is disadvantageous in terms of cost. Therefore, in order to stabilize the quality of the hot metal, it is necessary to stabilize the operation by stabilizing the gas flow distribution in the furnace.
[0005]
The most basic means of performing an operation that increases the gas flow in the furnace center is to control the particle size of the raw material charged into the furnace, to charge the raw material into the furnace central part, By charging fine raw materials into the wall, the gas ventilation resistance in the furnace center is made smaller than that in the furnace wall. That is, it is an important operating means for stable operation to make the particle size distribution of the raw material forming the packed bed in the furnace appropriate when the raw material is charged into the furnace.
[0006]
As one of means for charging the raw material, a bellless charging device is known in which charging is performed via a charging chute 3 from a hopper (not shown) installed at the top of the furnace. This is to spread the raw material into the furnace by changing the tilt angle at each swirl number while turning the charging chute 3 by a predetermined swirl number and charging it into the furnace in one raw material charging. In addition, the raw material is disposed at an arbitrary position of the packed bed by charging while sequentially changing the angle (tilt angle θ) formed with the vertically lower side of the charging chute 3. This change in tilt angle can be changed arbitrarily in principle, but since it is a facility with a scale in which dozens of tons of raw material is charged during a dozen turns of the charging chute, Changing the tilt angle suddenly to a larger or smaller value on the way is not only a heavy load in terms of equipment, but also the landing point in the furnace of the raw material charged during the change of the tilt angle There is a problem that is difficult to control. For this reason, the tilt angle is usually changed in one direction such as gradually decreasing or increasing with time.
[0007]
In order to achieve an appropriate raw material particle size distribution in the blast furnace with the bell-less charging device, it is preferable that the raw material discharged from the hopper at the top of the furnace can change in particle size over time. In general, when powder particles are introduced into the hopper from above, a mountain is formed with the top of the raw material landing point, but there is a small particle size near the top of the mountain. There is a coarser particle at the base of the part. Therefore, when discharging from the lower discharge port after that, the ridges having the smaller particle diameter are discharged, and finally the hopper wall having the larger particle diameter is discharged. Conventionally, the charging chute is moved in a so-called “ forward tilting direction” in which the turning chute is turned while gradually changing the tilting angle of the charging chute from a large angle to a small angle. At the same time, the shape of the material deposition surface in the furnace is made to be a mortar shape that is high at the furnace wall and low at the center of the furnace, so that after the material lands in the furnace, Expected to roll to the furnace center. Moreover, in this mortar-shaped raw material deposition surface shape, since the thickness of the packed layer in the furnace center is thinner than that in the furnace wall, the effect of increasing the gas flow in the furnace center can also be expected.
[0008]
By the way, in the blast furnace 4, a method of preferentially charging and operating a high basic substance on the furnace wall side of a technique for producing low Si hot metal (Si concentration in the hot metal is 0.2 wt% or less). There is. For example, JP-A-8-311511 discloses that the basicity distribution of the blast furnace charge is high in a region (furnace wall portion) larger than the dimensionless radius of the furnace 0.7 ± 0.1, and low in the center. In addition, the amount of coke charged into the central portion is increased to maintain the core core air permeability and liquid permeability at a high level, thereby stably producing low Si hot metal. In this technique, SiO gas generated by the following reaction is transferred into the hot metal in the high temperature region in front of the tuyere 13 shown in FIG. 5, but the basicity of the melt passing through the high temperature region is increased, and the activity of SiO 2 is increased. This is based on suppressing the generation of SiO gas.
[0009]
SiO 2 + C (in coke) → SiO (gas) + CO (gas)
SiO + C (in hot metal) → Si (in hot metal) + CO (gas)
Japanese Patent Laid-Open No. 63-137110 proposes a technique for producing low Si hot metal by adding metallic iron such as iron scrap and reduced iron to a blast furnace charge and adjusting the amount of the metallic iron. . In this technique, when the heat flow ratio, which is the ratio of the heat capacity of solid particles and gas, is increased in the blast furnace 4, the fusion zone 6 shown in FIG. This is based on the reduced opportunity for contact with SiO gas.
[0010]
Using the techniques described in Japanese Patent Laid-Open Nos. 8-311511 and 63-137110, the core of the furnace (referred to as dead man 9 where coke is deposited in a cone shape, see FIG. 5). Inactivation (a state of poor ventilation and liquid flow) can be prevented to some extent, and a low Si hot metal can be produced. However, it has been considered that there is still room for improvement in order to reliably produce low-Si hot metal because of the unstable operation.
[0011]
[Problems to be solved by the invention]
In view of such circumstances, the present invention can reliably reduce the Si concentration in hot metal to 0.2% by weight or less even when a large amount of highly basic material, iron scrap, reduced iron, etc. is used in a blast furnace, and stable operation. It aims at providing the manufacturing method of the low Si hot metal which can do.
[0012]
[Means for Solving the Problems]
In order to achieve the above object, the inventor earnestly reconsidered the conventional technique. As a result, it has been found that in the conventional method of charging while changing the charging chute in the forward tilt direction, the charged material may not surely enter the predetermined region. That is, as described above, in the method in which the charging chute is changed in the forward tilt direction and the raw material deposition surface in the furnace is formed in a mortar shape, the relatively coarse raw material moves to the furnace center after the raw material has landed in the furnace. Due to the rolling effect, the particle size of the raw material in the furnace center was made relatively large, but at the same time, there was a possibility that a highly basic substance charged into the furnace wall would flow into the furnace center. In other words, in the conventional charging method, the charge filling surface is lowered toward the center of the furnace (usually, the repose angle has a gradient of about 30 °). Therefore, in the technique described in JP-A-8-311511, a part of the high basicity substance (iron ore having a high CaO content, limestone, dolomite, etc.) charged to the periphery may roll on the inclined surface, or It flows down and fills the central part, and the highly basic substance is not deposited around the furnace, and the air permeability and liquid permeability of the furnace core are not improved.
[0013]
On the other hand, in the technique described in Japanese Patent Application Laid-Open No. 63-137110, the position of the fusion zone 6 is lowered on average over the entire radial direction of the furnace. It was not shortened and it was thought that Si absorption to the hot metal in the region was not suppressed. Therefore, the inventor further studied the countermeasures for these problems and embodied the results in the present invention.
[0014]
That is, the present invention is a low blast furnace in which at least the ore out of the raw materials composed of ore and coke is charged by tilting from the furnace center to the furnace wall while turning the charging chute provided at the top of the furnace. In the method for producing Si hot metal, one charged portion of the ore is divided into two or more batches, and one divided batch is made into a batch mixed with a high CaO-containing material, and the batch is moved in the furnace radial direction. A method for producing a low Si hot metal, characterized in that it is charged into a furnace wall portion divided into two regions of a furnace center portion and a furnace wall portion. At that time, the highly basic substance is preferably limestone and / or dolomite.
[0015]
Furthermore, the present invention is a blast furnace in which at least ore is charged by tilting in the furnace wall direction from the furnace center while turning the charging chute provided at the top of the raw material consisting of ore and coke. In the method for producing low Si hot metal, one charged portion of the ore is divided into two or more batches, and all or a part of one divided batch is made of metallic iron, and the batch is moved in the furnace radial direction. A method for producing a low Si hot metal, characterized in that it is charged into a furnace wall portion divided into two regions of a furnace center portion and a furnace wall portion. In that case, it is preferable that the metallic iron is iron scrap and / or reduced iron. In addition, the central part may be a region having a dimensionless radius of 0.6 ± 0.2 from the furnace center.
[0016]
In the present invention, when alternately charging iron ore 1 (including iron ore, sintered ore, and other ironmaking ore) and coke 2 into a blast furnace 4 equipped with a bell-less charging device, Since the tilt is changed so as to go from the center of the furnace 4 to the periphery, the tilt toward the center which has conventionally occurred on the packed bed surface is eliminated. As a result, it is possible to completely prevent one part of the material charged in the peripheral part or the surface layer from entering the central part of the furnace 4. In addition, generation of SiO gas in the high temperature region before the tuyere 10 and absorption of the gas into the hot metal are surely suppressed as compared with the prior art, and a low Si hot metal can be obtained stably.
[0017]
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
Embodiments of the present invention will be described below with reference to the drawings.
[0018]
FIG. 1 (a) schematically shows the accumulation state of ore in the furnace when the ore 1 is charged with the tilt angle changed in the conventional forward tilt direction. Here, the ore accumulation state for each turn of the charging chute 3 is shown. Since ore is charged from the furnace wall side, the ore charged on the slope of the coke 2 deposition surface flows into the furnace center along the slope. Therefore, the raw material charged at a certain number of turns accumulates over a wide range from the dropping point to the furnace center. On the other hand, as shown in FIG. 1B, when the ore 1 is charged in the reverse tilt direction as will be described later in the present invention, as shown in FIG. The coke charged by turning forms a mountain at the point of fall and accumulates in a much narrower area than when charged in the forward tilt direction. As a result, the raw material can be charged to the dropping position of the charged material with very high accuracy. In FIG. 1, the coke collectively shows the accumulation shape for one charge.
[0019]
In the present invention, this phenomenon is used to divide the ore charge into two or more batches, and the one batch is a batch mixed with a high CaO-containing material, or a batch mixed with metallic iron, By charging this batch into the furnace wall, it becomes possible to concentrate the high CaO-containing substance on the furnace wall.
[0020]
FIG. 2 shows the state of deposition in the furnace when the ore charge is divided into two batches, and one ore batch (mixed batch) 1a is mixed with a high CaO-containing material or metallic iron. After charging a normal ore batch (non-mixed batch) 1b not mixed with high CaO-containing material or metallic iron into the furnace center of the furnace, ore batch 1a mixed with high CaO-containing material or metallic iron is the furnace wall I am charging. In this way, the ore batch is divided and the high CaO material or metallic iron is charged into the ordinary ore batch 1b charged into the furnace center so that the high CaO containing material or metallic iron is not mixed, and the high CaO content is not mixed. Since the ore batch 1a charged with the ore charged with the material or metallic iron is charged in the reverse tilt direction into the furnace wall, the high CaO-containing material or metallic iron does not flow into the furnace center. Therefore, even if the amount of small coke used is increased, high CaO-containing substances are mixed into the furnace center, and the gas flow in the furnace center is not suppressed, and SiO in the high temperature region before the tuyere Generation of gas and absorption of the gas into the hot metal can be suppressed.
[0021]
In the present invention, limestone, dolomite, iron ore having a high CaO content, or the like is used as the highly basic substance to be mixed with the iron ore 1. Furthermore, in this case, it is preferable that the basicity of the entire product charged in the peripheral portion is 1.8 to 3.0. If it is less than 1.8, the effect of reducing the generation amount of SiO gas is small, and if it exceeds 3.0, the basicity of slag is too high when it becomes slag later, and it adversely affects the stable operation of the blast furnace 4. is there. When mixing iron scrap, it is preferable to adjust its size in advance to about 3 to 200 mm. If it is too large, normal filling becomes difficult, and if it is too small, the air permeability is deteriorated. As the reduced iron, it is preferable to use the iron ore 1 preliminarily reduced by another device. This is because it can be obtained at low cost by using the exhaust gas obtained in the steelworks. In addition, iron scrap distributed in the market, iron scrap generated in the steelworks, and the like can be suitably used.
[0022]
In addition, the size of the area of the center part and the peripheral part of the furnace 4 described above varies depending on the capacity of the blast furnace 4. However, the purpose of the present invention is to increase the gas flow in the furnace (centered flow orientation) to achieve stable operation, so that the dimensionless radius of the center (distance from the center / furnace port) A preferable range is 0.6 ± 0.2 in terms of (radius). If it is less than 0.4, a clear central flow distribution of gas cannot be obtained, and if it exceeds 0.8, the effect of preferentially charging a high basic substance or iron scrap into the periphery cannot be fully exhibited. This is because the Si concentration in the hot metal does not stably become 0.15% by weight or less.
[0023]
【Example】
(Example 1)
The method according to the present invention and the conventional method were applied to the operation of a 5000 m 3 class blast furnace equipped with a bell-less charging device at different periods. The amount of pig iron produced in the operation is 9000 t / d to 11000 t / d, and the operating conditions are as follows: air flow 6500 Nm 3 / min, furnace top pressure 260 kPa, coke ratio 450 kg / t, pulverized coal ratio 70 kg / t was the standard.
[0024]
Moreover, as a charging thing, it is the block blast furnace coke in which the coke 2 adjusted the average particle diameter to 50 mm, and the iron ore 1 is a sintered ore, iron ore, etc. with a particle size of about 15-25 mm. As the highly basic substance, limestone and dolomite adjusted to a particle size of 5 to 20 mm were used. The charge per charge is 35 tons for coke 2 and 110 tons for iron ore 1.
[0025]
The iron ore was divided into two batches, and the batch charged first (O1 batch) was 65 tons, and the batch charged later (O2 batch) was 45 tons. O2 batch includes limestone and dolomite, basicity in O2 batch ore (CaO wt% / SiO 2 weight%) was adjusted to 2.0.
[0026]
First, as Comparative Example 1, both the O1 batch and the O2 batch were charged and operated while changing the charging chute from the furnace wall to the furnace center. The turning speed was appropriately changed based on 8 rpm. The O1 batch was charged so as to be deposited on almost the entire surface in the furnace radial direction. Thereafter, the O2 batch was charged so as to land at a position corresponding to a dimensionless radius of 0.5 to 1 from the furnace center axis in the furnace radial direction by reducing the tilt angle by 1 degree per turn from the initial 60 °. .
[0027]
Thereafter, the charging according to the present invention was performed, and the operation of Example 1 was performed. The amounts and components of the O1 and O2 batches were the same, and the tilting direction of the charging chute was changed from the furnace center to the furnace wall. The O1 batch was charged so as to be deposited almost over the entire surface in the furnace radial direction as in Comparative Example 1. Thereafter, increasing by 1 ° per pivot O2 batch from tilt angle 45 °, it was charged so as to land the furnace mandrel at the furnace radial direction to a position corresponding to the dimensionless radius 0.5-1 .
[0028]
During the operation period, the brewing was performed many times. As shown in FIG. 3, the Si concentration in the hot metal was lower when the present invention was applied than when the conventional method was applied. In addition, according to the present invention, there was little disruption of the slag balance at the hearth and smooth operation was achieved, whereas in the conventional method, there was a situation where the amount of blast was forced to be reduced over a long period of time. there were. The ventilation resistance F2 in FIG. 3 is an index defined by [(air blowing pressure kg / cm 2 ) 2 − (furnace top pressure kg / cm 2 ) 2 ] / (furnace gas amount Nm 3 / min) 1.7 , By applying the present invention, the ventilation resistance is low and stable.
(Example 2)
Under the same operating conditions as in Example 1, an operation was performed in which iron scrap and reduced iron were charged into the furnace periphery. The charge is a massive blast furnace coke in which coke 2 is sized to an average particle size of 50 mm, and iron ore 1 is sintered ore and iron ore having a particle size of about 15 to 25 mm. The iron scrap was generated in iron making and had an average size of 50 mm in length, 30 mm in width and 20 mm in thickness, and reduced iron having a particle size of 10 to 25 mm was used as the reduced iron. These amounts are 0.1 ton and 0.1 ton per ton of iron ore, respectively. The amount of coke per charge is 35 tons, and the amount of ore is 120 tons including iron scrap reduced iron.
[0029]
First, as Comparative Example 2, an operation was performed in which one charge of 120 tons of ore including 100 tons of ore, 10 tons of iron scrap, and 10 tons of reduced iron was charged into the furnace in a single charge. While changing the charging chute from the furnace wall portion toward the furnace center portion, the charging chute was charged so as to be deposited almost entirely in the furnace radial direction. The turning speed was appropriately changed based on 8 rpm.
[0030]
After that, the operation according to the present invention in a form different from that of Example 1 was performed to obtain Example 2. In Example 2, the iron ore was divided into two batches, the batch charged first (O1 batch) was 60 tons, and the batch charged later (O2 batch) was 60 tons. The O2 batch was a batch containing 10 tons of iron scrap and 10 tons of reduced iron.
[0031]
In both O2 and O2 batches, the tilting direction of the charging chute was changed from the furnace center to the furnace wall. The O1 batch was charged so as to be deposited on almost the entire surface in the furnace radial direction. Thereafter, the O2 batch was charged from the tilt angle of 45 ° by 1 ° for each turn so as to land from the furnace center axis to a position corresponding to a dimensionless radius of 0.5 to 1 in the furnace radial direction.
[0032]
As shown in FIG. 4, the average Si concentration in the hot metal was 0.20% by weight when the present invention was applied, and when the conventional method was applied, as shown in FIG. It was 0.24% by weight. That is, according to the present invention, the Si concentration in the hot metal can be reduced stably and reliably. In addition, according to the present invention, there was little disruption of the slag balance at the hearth and smooth operation was achieved, whereas in the conventional method, there was a situation where the amount of blast was forced to be reduced over a long period of time. there were.
[0033]
【The invention's effect】
As described above, according to the present invention, the furnace wall portion can be reliably charged with a high CaO-containing material, metallic iron or the like, and a more stable low Si hot metal can be produced than before.
[Brief description of the drawings]
BRIEF DESCRIPTION OF DRAWINGS FIG. 1 is a schematic diagram showing a packed bed deposition shape in a furnace when coke is charged into a blast furnace, where (a) shows a conventional forward tilt method and (b) shows a reverse tilt method.
FIG. 2 is a view showing a surface deposition shape of a packed bed in a furnace according to the present invention.
FIG. 3 is a diagram showing a change with time of Si concentration in hot metal obtained by the operation of the method of Example 1 and Comparative Example 1 of the present invention.
FIG. 4 is a diagram showing a change with time of Si concentration in hot metal obtained by the operation of the method of Example 2 and Comparative Example 2 of the present invention.
FIG. 5 is a diagram showing an internal state of a general blast furnace.
[Explanation of symbols]
1 Iron ore 1a Mixed batch 1b Non-mixed batch 2 Coke (Lump coke)
3 Revolving chute 4 Blast furnace (furnace)
5 Mixture (Iron ore mixed with highly basic substances)
6 Softening zone (cohesive zone)
7 Shaft part 8 hearth 9 hearth (dead man)
10 Feather 11 Depot 12 Furnace Wall 13 Blast Furnace Centerline

Claims (2)

鉱石とコークスとからなる原料のうち、少なくとも鉱石を、炉頂に設けられた装入シュートを旋回させつつ炉中心部から炉壁方向に傾動させて装入する高炉での低Si溶銑の製造方法において、前記鉱石の1チャージ分を2バッチ以上に分割し、分割された一つのバッチを高CaO含有物質と混合したバッチとなし、該バッチを、炉内を炉半径方向に炉中心部、炉壁部の2領域に区分したうちの炉壁部へ装入することを特徴とする低Si溶銑の製造方法。A method for producing low Si hot metal in a blast furnace in which at least ore is tilted in the direction of the furnace wall from the center of the furnace while turning the charging chute provided at the top of the ore and coke. 1, one charge of the ore is divided into two or more batches, and one divided batch is made into a batch mixed with a high CaO-containing material, and the batch is formed in the furnace center in the furnace radial direction, A method for producing a low Si hot metal, which is charged into a furnace wall portion divided into two regions of the wall portion. 鉱石とコークスとからなる原料のうち、少なくとも鉱石を、炉頂に設けられた装入シュートを旋回させつつ炉中心部から炉壁方向に傾動させて装入する高炉での低Si溶銑の製造方法において、前記鉱石の1チャージ分を2バッチ以上に分割し、分割された一つのバッチの全量あるいは一部を金属鉄となし、該バッチを、炉内を炉半径方向に炉中心部、炉壁部の2領域に区分したうちの炉壁部へ装入することを特徴とする低Si溶銑の製造方法。A method for producing low Si hot metal in a blast furnace in which at least ore is tilted in the direction of the furnace wall from the center of the furnace while turning the charging chute provided at the top of the ore and coke. 1, one charge of the ore is divided into two or more batches, and the whole or a part of one divided batch is made of metal iron, and the batch is placed in the furnace radial direction inside the furnace in the center of the furnace, the furnace wall A method for producing a low Si hot metal, which is charged into a furnace wall portion divided into two regions.
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