JPH0524961B2 - - Google Patents

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JPH0524961B2
JPH0524961B2 JP5257885A JP5257885A JPH0524961B2 JP H0524961 B2 JPH0524961 B2 JP H0524961B2 JP 5257885 A JP5257885 A JP 5257885A JP 5257885 A JP5257885 A JP 5257885A JP H0524961 B2 JPH0524961 B2 JP H0524961B2
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JP
Japan
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slag
gas
amount
molten
ore
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Application number
JP5257885A
Other languages
Japanese (ja)
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JPS61213310A (en
Inventor
Hiroyuki Katayama
Yozo Fujikake
Hiroyuki Kajioka
Hideki Ishikawa
Masatoshi Kuwabara
Tsutomu Saito
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Nippon Steel Corp
Original Assignee
Nippon Steel Corp
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Publication date
Application filed by Nippon Steel Corp filed Critical Nippon Steel Corp
Priority to JP5257885A priority Critical patent/JPS61213310A/en
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Publication of JPH0524961B2 publication Critical patent/JPH0524961B2/ja
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    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/28Manufacture of steel in the converter
    • C21C5/30Regulating or controlling the blowing
    • C21C5/35Blowing from above and through the bath

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture Of Iron (AREA)
  • Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)

Description

【発明の詳細な説明】[Detailed description of the invention]

(産業上の利用分野) この発明は主として酸化鉄を含む原料を還元し
て、鉄系合金溶湯を得るための方法に関する。 (従来の技術) 鉄鉱石を原料として鉄を製造する方法として現
在の主流は高炉を経由する方法であり(95%以
上)、一旦、固相で還元を行つて海面鉄を製造し、
これを電気炉で溶解する方法が残りの数%を占め
ている。 しかし、高炉を経由する方法では (1) 粉鉱の塊成化工程が必要である (2) 石炭のコークス化工程が必要である (3) 膨大な設備費がかかる (4) 生産のフレキシビリテイが小さい などの問題があり、一方、海面鉄を経由する方法
は大量生産工程としてはエネルギー費が高くなる
という欠点を有している。 したがつて、高炉法にかわる大量の金属溶湯製
造法として、より直接的な工程で、かつよりコン
パクトな設備を用いて行う方法、すなわち、溶融
還元法がこの約30年間、種々の方向から研究され
てきた。しかし、いずれも実用化される段階に至
つていない。 溶融還元法の原理は、炭材(石炭あるいはコー
クス)、鉱石、酸化性ガス(酸素など)及びフラ
ツクス(石灰など)を共存させ、炭材の燃焼、あ
るいはそれによつて生じたCOガスの一部または
大部分をCO2まで燃焼することによつて生じた熱
を利用して、鉱石のCによる還元反応、 FeoOn+m/2C→nFe+m/2CO2 (n:1〜3、m:1〜4) を進行させ、かつ諸原料を溶解して溶融合金と溶
融スラグを分離することにある。 この際、炭材単位量あたりの発生熱量が多いほ
ど工程的には有利である。Cを燃焼させた時の生
成物がCOの場合とCO2の場合を比べると後者の
方が約4倍の熱量を発生する。すなわち、生成ガ
スの酸化度が高いほど、材炭単位量あたりの発生
熱量が多くなる。 しかし、溶融還元の主目的は金属酸化物の還元
にあり、資源有効利用の観点からも系外に排出さ
れるスラグ中の金属酸化物の濃度は、現行法に比
べても遜色がないレベルまで低下できる方法でな
ければならない。また、発生した熱が有効に反応
に用いられなければならない。 このように、発熱のための炭材酸化反応と、金
属酸化物の還元反応をどのようにして両立させる
か、また、何らかの手段で雰囲気の酸化反応を促
進したとして、その反応によつて生じた発熱量を
いかにして、酸化物の還元反応の進行に有効に用
いられるようにするか、これらを、技術的に解決
する方法が見つかつていないということが、今日
まで溶融還元法が実用化されるに至つていない理
由であり、根本的な問題である。 そこで中間的な方法として、炭材を燃焼させ高
CO/CO2比、高H2/H2O比のガスを得、このガ
スを主成品と考える方法(ガス化)、あるいは高
CO/CO2、高H2/H2Oのガスを、溶融還元炉と
は別の設備で鉱石の予備還元に利用する方法など
が提案されている。これらは、いずれも、発熱の
ための酸化反応と、還元反応を共存させることの
困難さを回避するための方法であるが、設備費、
操業自由度の点から溶融還元法がもつ本来の長所
を大幅に減殺するものと言わなければならない。 (発明が解決しようとする問題点) この発明は、溶融還元法の理想状態、すなわ
ち、金属酸化物の還元反応を進めてスラグ中のそ
の濃度を低下すると同時に、雰囲気は強度に酸化
して発生熱量を高め、かつ、その発生熱量を効率
的に溶融物に伝えるという状況を実現するための
方法を提供するものである。 (問題点を解決するための手段) 本発明の前記の目的は、上底吹転炉を用いた強
撹拌状態での製錬において、諸操業条件を適性に
組合せることによつて、酸化性の雰囲気と、生成
したメタルを安定して遮断するとともに、CO→
CO2の反応によつて生成した熱を溶融物に効率的
に伝えて還元反応に利用できるようにすることに
よつて達成される。 以下本発明を実現するための具体的な方法につ
いて説明する。 従来のシヤフト型の製錬炉と異なり、本発明で
は溶融還元炉としては溶融物を強撹拌することが
必須条件であり、装置としては溶融物層にガスを
安定して吹き込んで撹拌できる設備、例えば酸素
を上底吹できる転炉を用いる。この場合のガス底
吹の目的は溶融物を撹拌することであつて、粉体
を吹き込むことは必須条件ではない。むしろ、後
述するように底吹してもよい原料(鉱石、還元
剤)の割合には上限値が存在する。吹き込むガス
は気泡による溶融物の撹拌が主目的であるから、
ガスの種類は特に制約されない。炉内反応の進行
のために必要な酸素ガスの一部を供給するという
観点から、酸素あるいは酸素を含有するガスを用
いることは当然可能である。なお、酸素あるいは
酸素を含有するガスを用いた場合には、操業条件
の選択次第では成品溶湯のC%を炭素飽和値より
も低下できるという利点がある。酸素のほかに
も、N2、Ar、CO2、炭化水素などのガス、ある
いはその組合せまたは、本プロセスで発生した
CO2、COを主成分とするガスを循環使用するこ
とも可能である。これらのガスは、二重管羽口や
その他の吹込み口を通して溶融物の中に吹き込ま
れる。 酸素ガスの大部分は、上吹ランスを用いて溶融
物に吹き付けられる。上吹酸素ガスの目的は、炭
材の燃焼、あるいは還元反応により生成したCO、
H2をCO2、H2Oまで燃焼して高い発熱量を実現
するためである。 原料(鉱石、還元剤、フラツクスなど)のうち
塊状物は上部から投入する。粉状物は、塊状化し
て上部から投入してもよいし、また粉状のまま、
ランスなどを通して溶融物層に吹き付けてもよ
い。なお、原料の一部としてスクラツプを用いる
ことも可能である。 転炉状の溶融還元用反応容器から排出されるガ
スを利用する方法は設置される場所での要求によ
り例えば次のような種々の方式をとることができ
る。 (a) 流動層あるいはロータリーキルンを組合せ、
ガスを鉱石の予熱や予備還元に用いる。 (b) ボイラーを組合せて、ガスを完全燃焼して蒸
気に変え、発電などに用いる。あるいは、ター
ビンと組合せ発電に用いる。 (c) ガスを、必要により除塵、脱CO2の設備を通
し、ガスホルダーに貯蔵する。 これらの設備を用いて行う操業法は次の通りで
ある。 定常的な操業をはじめる前に、溶融還元炉内に
溶融鉄合金(例えばFe−C系)の層を作る。そ
の量は、底吹きを安定して行える(すなわち吹抜
けなどがおこらない)条件によつてきまり、通常
30〜60cm以上の高さである。このような溶融鉄合
金の層は、別の炉で溶製された溶湯を装入する
か、あるいはこの炉の内で、固体金属あるいは合
金とコークスのような炭材を加えて、炉内に酸素
(場合によつては、炭化水素)を供給して発熱さ
せて溶解を行わしめる。一旦、操業がはじまる
と、2回目以降のサイクルは、生成した溶融鉄合
金を一部残留させることで操業を繰り返してゆ
く。 本発明はこのような溶融鉄合金に鉄鉱石あるい
はその予備還元物、石炭あるいはコークスのよう
な固体炭素質還元剤および石灰、珪石などのフラ
ツクスを加えながら吹酸を行つて、溶融鉄合金を
製造する工程において生成するスラグの状態を適
正状態に保つことによつて、高CO2%の酸化性雰
囲気と還元性溶融物の安定共存、およびCO→
CO2の燃焼によつて発生した熱を効率的に還元反
応の進行に用いるという、従来、技術的に解決さ
れていなかつた問題に対処しようとするものであ
る。そのためには加熱すべき溶融物の近傍に、
COガスの燃焼によつて生成した高温帯を生成せ
しめる。 もし、溶融鉄合金が雰囲気にさらされている
と、その近傍にCOガスの燃焼によつて生じた高
温帯を作ろうとしても CO2+Fe→CO+FeO あるいは CO2→2CO の反応がおこり、前者の場合は再酸化反応である
から全体として還元反応が阻害されることにな
る。また、後者の場合には吸熱反応であり、ま
た、その反応の結果、ガスのCO2/CO+CO2%が低下 することになる。従来の製鋼転炉でCO2/CO+CO2% の値を上げる方法は、“二次燃焼”と呼ばれてい
るように、溶融鉄合金存在帯から離れた場所で、
CO+1/2O2→CO2の反応をおこさせて発熱させる ものであつた。しかし、溶融鉄合金が雰囲気にさ
らされている場合は得られるCO2/CO+CO2の値にも 上限があり(例えば40%以下程度)、また、被加
熱物と高温発熱帯の距離が離れるほど、熱伝達に
不利になり熱効率が低下するという問題があつ
た。 それに対して本発明では、溶融鉄合金層および
底吹によつて生じたそのスプラツシユが直接、高
温の雰囲気と接触することを、スラグ量を所定の
値以上に保つことによつて実現する。そのための
必要スラグ量は、スラグが後述のような方法によ
つて泡立ちが所定の値以下に抑えられているとい
う前提条件のもとで、 必要スラグ量(Kg/t−metal)250 (1) であらわされる。とくに300〜480Kg/t−metal
の範囲が最適である。このような条件下では
CO2/CO+CO2の比は、酸素量(吹酸量および還元さ れる酸化物)と炭素量(スラグ上に存在する炭素
質固体の量、および発生するCOガスの量)の動
的バランスによつてきまり、特に吹酸量と炭素質
固体の存在量の組合せを制御することによつて、
任意に高い値まで得ることができる。なお、この
場合は、前述の二次燃焼ではなく、酸素と炭素が
会合する部分に主燃焼帯(すなわち燃焼による高
温部分)が形成される。 この場合、燃焼による高温帯に近接する溶融物
は溶融鉄合金ではなく溶融スラグ層である。した
がつて、溶融スラグ層を主な吸熱反応場所、すな
わち FenOo+nC→mFe+nCO のおこる場所とするために、原料(鉱石あるいは
その還元物、炭素質固体)のある下限値以上の割
合は、溶融鉄合金層ではなく、スラグ層に直接添
加されることが望ましい。 第1図は、添加された鉱石+炭素質還元剤(以
下、炭材という)の全重量に対する、スラグ層に
加えられたものが占める比率と、熱利用効率の関
係を示す。メタル層ではなく、直接スラグ層に加
えられる原料(鉱石+炭材)の割合が多いほど熱
利用効率が高くなる傾向が認められ、30%以上、
出来れば60%以上が直接スラグ層に加えられるこ
とが望ましい。 この原因として前記のことのほかに次のような
ことがあげられる。 (1) 鉱石、炭材などの添加されたものの一部がス
ラグ上に浮いて、その表面が雰囲気からの効率
的な吸熱サイトとして作用する。 (2) メタル層を通して添加した場合に比べて、還
元反応サイトは平均として上部に移るので、た
とえ同一の発生ガス量においてもスラグのフオ
ーミングの程度が小さくできる。 鉱石(あるいはその予備還元物)、炭材をスラ
グ層に直接加える方法としては、もともと塊状物
(5mmφ以上)の場合には上部から投入すればよ
く、粉状物の場合には、上部ランスを通してスラ
グ面に吹きつけて、慣性力により溶融スラグ内に
侵入させるが、粉状物の一部、または二種以上の
混合物を、ブリケツト(凹型、あるいはローラー
圧縮)あるいはペレツトにして上から投入する。
なお、メタル層に直接添加する部分は、例えば底
吹羽口より粉状物を吹込む。適量の粉状物(特に
石炭粉)を底吹きすることは、加熱以外の他の目
的、例えば羽口の溶損抑制、加炭による溶湯C%
調整などの点から効果的な場合がある。 全吹酸量と底吹される全ガス量の容量比は第2
図に示すように熱利用効率に大きな影響を及ぼ
す。底吹される全ガス量(酸素、炭化水素その
他)が少なすぎる溶融物の撹拌が弱すぎるので、
燃焼によつて生成した熱を十分に受け取ることが
できないので熱利用効率は低下する。一方、底吹
される全ガス量が多すぎると、吹込まれたガス、
あるいはそれによつて生成したガスがスラグ層を
通過する量がふえるので、スラグがそれだけふく
らむのでやはり熱利用効率は低下する。また底吹
される酸素ガスの割合が増加するほど、排ガスの
CO2%を高めることがだんだん制約される。した
がつて最適の底吹ガス量の比率(全吹酸量に対す
る)は3%から40%、好ましくは3〜30%の範囲
である。 本発明ではスラグのフオーミング(泡立ち)を
抑制して、スラグ面に近接したところでCO2まで
の燃焼を行わせ、その発生熱量を効率的にスラグ
に伝えて還元反応に利用することを眼目にしてい
る。ガスを多量に含んだスラグは、燃焼サイトを
不安定にし、また熱に対して遮断作用をする。ス
ラグのフオーミング(泡立ち)には、さきに述べ
たようなスラグ表面より下でのガスの発生量、及
びその発生の場所のほかに、スラグ組成にもとづ
くガスの抜けやすさが影響する。熱利用効率に及
ぼすスラグ組成の影響は第3図および第4図に示
すよにCaO/SiO2比と、(MgO+Al2O3)%が関
係する。CaO/SiO2は0.8−1.9の範囲、MgO+
Al2O3は23%以下に保つことが望ましい。 スラグ量(式(1)によつて規定される)及び上記
のスラグ組成の両方の条件を満足させるために
は、石灰、珪石などのフラツクスを添加する。あ
るいは、前ヒートのスラグを一部残留させたり、
あるいは一旦、炉外に排出したスラグをリサイク
ル使用したりする。 前記の底吹ガス量の条件を満足し溶融物が本発
明の遂行に必要なだけ撹拌されている場合には、
メタル、スラグとも溶融物層の温度はほとんど均
一であり、その差は無視できるほどに小さい。底
吹を安定して行うために溶融物の温度は溶融金属
の液相線温度より20℃以上高いことが必要である
が、そのほかには操業上の制約はない。しかし、
温度が低いと、スラグの粘性の関係からフオーミ
ング気味になるため熱利用効率が低下する傾向に
ある。また、温度が高くなりすぎると、排ガス温
度が高くなるだけ損である。したがつて、1450゜
〜1550℃が最適操業温度である。なお、本明細書
で用いた熱利用効率の定義は次の通りである。 熱利用効率=(メタルの加熱、酸化物の還元に用いられ
た熱量)/燃焼による全発熱量※ ※+(溶融物と同一温度まで排出ガスを加熱するに要
した熱量)/ 以上のような諸条件を満足するように操業を行
つて、添加した鉱石(あるいはその半還元物)を
溶融、、還元した後、必要により、スラグ中の鉄
酸化物の量をさらに低下せしめて、同時にスラグ
による脱硫反応を進めようとする場合には、鉱石
(あるいはその半還元物)の供給を止めた後、所
定時間吹酸を続けると、時間に応じて任意の値ま
でスラグ酸化鉄含有量を低下せしめることができ
る。 なお、クロムやマンガン含有量が20%以上の溶
融合金を溶融還元法で得ようとする場合に比べる
と、鉄の比率がそれよりも高い時には、酸化物が
溶融合金中のCによつても還元可能なため、溶融
合金層表面での還元反応が進みやすく、そのため
に、全体としてスラグがフオーミングしやすい傾
向にある。これを抑制するためには、 (i) スラグ中には、スラグ重量の20%以上の炭素
分を残留させ、スラグ−炭材の界面積を大きく
保つた状態で操業を行うこと、(なお、スラグ
中の残留炭素分は、系内に添加した炭材中の炭
素分と、(溶融金属に加炭された量)+(排ガス
中のCO、CO2及びCを含むダスト)の差であ
り、操業中は刻々、分析値を用いた計算により
把握することができる) (ii) スラグ組成の調整を行なうこと、 (iii) スラグ上部に石灰を含む炭材を加え、その発
生ガスによる発泡効果でフオーミングを抑制す
ること(そのためには、全炭材の約60%以上が
スラグの上方から加えられること)、 などが望ましい。 以上のような方法で、所定の値までCOをCO2
に燃焼すること、及び燃焼により生成した熱を効
率的に還元反応の進行に用いることができる。 なお、立地条件により、非定常的に燃料用ガス
が必要な場合には、排出ガスの組成を検出しなが
ら、吹酸量とスラグ内に残留する炭素分の比率を
制御することにより、排ガスのCO2/CO比を任
意に変えることができる。この排出ガスを必要に
より除塵後、脱CO2処理してからガスホルダーに
導くことにより、必要量の必要組成ガスを得るこ
とができる。 (実施例) 定格溶湯量120tの上底吹転炉〔底吹羽口4本、
3重管;内管(内径16mm、肉厚1mm):CO/CO2
混合ガス(1800Nm3/hr)キヤリヤによる石炭粉
吹込用、二番目の管(内径20mm、肉厚1mm):O2
ガス吹込用;最外管(内径24mm):冷却ガスプロ
パン、60Nm3)吹込用〕に、Fe−C(4.2%)−Si
(0.3%)の溶湯を40t装入する。 鉄鉱石(T.Fe:67%、SiO2:4.6%、TiO2
0.2%、P2O5:0.2%)をふるい分け、5mm以上の
もの(全装入量の55%)は炉上のホツパーから炉
内に投入、5mm未満のものは石炭粉30重量%配合
して混合した後、ロール圧縮した圧粉体を、別の
ホツパーから炉内に投入する。 石炭(T.C:73%、V.M(volatile matter):15
%:アツシユ:12%、P:0.08%、S:0.6)は
ふるい分けて10mm以上のものは、炉上のホツパー
から直接炉内に供給する。ふるい下は1mm以下に
粉砕して、一部は前記の鉱石とのロール圧縮用に
用い、また、全装入量の10%を前記の底吹羽口を
通して炉内に吹込み、残りは、上吹ランス(全部
で7孔、内、中心の1個はCO/CO2混合ガスに
よる石炭粉吹個用、他の6孔は酸素吹付用
30000Nm3/hr)を通して供給する。なお、石炭
使用量の約5重量%の塊コークス(外数)を炉上
方から投入する。これはCO2/CO+CO2の制御に効果 がある。フラツクスは石灰と珪石を用いる。 吹酸(上吹20000Nm3/hr、底吹1800Nm3/hr)
を行いつつ、炉内溶融物の温度を測定して、1450
〜1520℃の範囲になるように、鉄鉱石を添加し、
それに応じてスラグ量が300±40Kg/t−メタル、
スラグ組成がCaO/SiO2=1.2±0.3MgO+Al2O3
=8±6%となるように添加する。 また、排ガスの量および組成を検出し、Cバラ
ンス式により、炉内スラグ中に残留する炭素分の
量がスラグ量の25±5%となるように石炭コーク
ス投入量を調整する。 操業形態は、時間帯により次の2種からなりた
つている。
(Industrial Application Field) The present invention mainly relates to a method for reducing a raw material containing iron oxide to obtain a molten iron-based alloy. (Prior technology) The current mainstream method for manufacturing iron using iron ore as a raw material is via a blast furnace (more than 95%).
The method of melting this in an electric furnace accounts for the remaining several percent. However, the method using a blast furnace (1) requires a process to agglomerate fine ore, (2) requires a process to coke coal, (3) requires a huge amount of equipment cost, and (4) has limited production flexibility. On the other hand, the method using sea surface iron has the disadvantage of high energy costs for mass production processes. Therefore, over the past 30 years, research has been focused on the smelting reduction method as a method for producing large quantities of molten metal in place of the blast furnace method, which involves a more direct process and uses more compact equipment. It has been. However, none of them have reached the stage where they are put into practical use. The principle of the smelting reduction method is that carbonaceous material (coal or coke), ore, oxidizing gas (oxygen, etc.), and flux (lime, etc.) coexist, and a part of the CO gas generated by the combustion of carbonaceous material or Alternatively, the heat generated by burning most of the ore to CO 2 can be used to reduce the ore with C, Fe o O n + m/2C → nFe + m/2 CO 2 (n: 1 to 3, m: 1 to 4), and the various raw materials are melted to separate the molten alloy and molten slag. At this time, the greater the amount of heat generated per unit amount of carbonaceous material, the more advantageous it is in terms of the process. When comparing the case where the product when burning C is CO and the case where the product is CO 2 , the latter generates about four times as much heat. That is, the higher the degree of oxidation of the generated gas, the greater the amount of heat generated per unit amount of coal material. However, the main purpose of melt reduction is to reduce metal oxides, and from the perspective of effective resource utilization, the concentration of metal oxides in the slag discharged outside the system has been reduced to a level comparable to that of the current method. It has to be possible in a way. Furthermore, the generated heat must be effectively used for the reaction. In this way, how to balance the carbon material oxidation reaction to generate heat with the reduction reaction of metal oxides, and even if the oxidation reaction in the atmosphere is promoted by some means, what is the effect of the reaction? Until now, the smelting reduction method has not been put into practical use, as no technological solution has been found to effectively utilize the calorific value to promote the reduction reaction of oxides. This is the reason why this has not been achieved and is a fundamental problem. Therefore, an intermediate method is to burn carbonaceous materials to increase the
A method of obtaining gas with a high CO/CO 2 ratio and a high H 2 /H 2 O ratio and considering this gas as the main product (gasification);
A method has been proposed in which CO/CO 2 or high H 2 /H 2 O gas is used for preliminary reduction of ore in equipment separate from the smelting reduction furnace. These are all methods to avoid the difficulty of coexisting an oxidation reaction and a reduction reaction for exothermic purposes, but the equipment cost and
It must be said that this greatly diminishes the original advantages of the smelting reduction method in terms of operational freedom. (Problems to be Solved by the Invention) This invention achieves the ideal state of the smelting reduction method, that is, the reduction reaction of metal oxides proceeds to reduce their concentration in the slag, and at the same time, the atmosphere is strongly oxidized and generated. The present invention provides a method for increasing the amount of heat and efficiently transmitting the generated heat to the molten material. (Means for Solving the Problems) The above-mentioned object of the present invention is to improve the oxidizing property by suitably combining various operating conditions in smelting under strong stirring using a top-bottom blowing converter. In addition to stably blocking the atmosphere and generated metal, CO→
This is achieved by efficiently transferring the heat generated by the reaction of CO 2 to the melt, making it available for reduction reactions. A specific method for realizing the present invention will be described below. Unlike conventional shaft-type smelting furnaces, in the present invention, strong stirring of the molten material is an essential condition for the smelting reduction furnace, and the equipment includes equipment that can stably blow gas into the molten material layer and stir it. For example, a converter that can blow oxygen from the top and bottom is used. The purpose of the gas bottom blowing in this case is to stir the melt, and blowing in powder is not an essential condition. Rather, as will be described later, there is an upper limit to the proportion of raw materials (ore, reducing agent) that may be bottom-blown. The main purpose of the blown gas is to stir the melt through bubbles, so
The type of gas is not particularly restricted. From the viewpoint of supplying a portion of the oxygen gas necessary for the progress of the reaction in the furnace, it is naturally possible to use oxygen or a gas containing oxygen. Note that when oxygen or a gas containing oxygen is used, there is an advantage that the C% of the finished molten metal can be lowered below the carbon saturation value depending on the selection of operating conditions. In addition to oxygen, gases such as N 2 , Ar, CO 2 , hydrocarbons, or combinations thereof, or gases generated during this process.
It is also possible to recycle gas containing CO 2 or CO as a main component. These gases are blown into the melt through double tube tuyeres or other inlets. Most of the oxygen gas is blown onto the melt using a top blow lance. The purpose of top-blown oxygen gas is to remove CO generated by combustion of carbonaceous materials or reduction reactions.
This is to achieve a high calorific value by burning H 2 to CO 2 and H 2 O. Clumps of raw materials (ore, reducing agent, flux, etc.) are introduced from the top. Powdered materials can be lumped and poured from the top, or they can be poured as they are in powdered form.
It may also be sprayed onto the melt layer through a lance or the like. Note that it is also possible to use scraps as part of the raw material. The method of utilizing the gas discharged from the converter-like smelting and reduction reaction vessel can be implemented in various ways depending on the requirements of the installation location, such as the following. (a) Combination of fluidized bed or rotary kiln,
Gas is used for preheating and preliminary reduction of ore. (b) Combined with a boiler, gas is completely combusted and converted into steam, which is used for power generation, etc. Alternatively, it can be used in combination with a turbine for power generation. (c) Pass the gas through dust removal and CO 2 removal equipment as necessary and store it in a gas holder. The operating method using these facilities is as follows. Before starting regular operation, a layer of molten iron alloy (for example, Fe-C system) is created in the smelting reduction furnace. The amount depends on the conditions that allow stable bottom blowing (that is, no blow-through occurs), and usually
The height is 30-60cm or more. Such a layer of molten iron alloy can be deposited in a furnace by charging molten metal made in a separate furnace, or by adding solid metal or alloy and carbonaceous material such as coke within this furnace. Oxygen (or hydrocarbon in some cases) is supplied to generate heat and cause dissolution. Once the operation begins, in the second and subsequent cycles, the operation is repeated with some of the produced molten iron alloy remaining. The present invention produces a molten iron alloy by blowing acid while adding iron ore or its pre-reduced product, a solid carbonaceous reducing agent such as coal or coke, and a flux such as lime or silica stone to the molten iron alloy. By keeping the slag produced in the process in an appropriate state, stable coexistence of a high CO 2 % oxidizing atmosphere and reducing melt can be achieved, and CO→
The aim is to use the heat generated by the combustion of CO 2 efficiently to advance the reduction reaction, a problem that has not been technically solved in the past. For this purpose, near the molten material to be heated,
A high temperature zone is generated by combustion of CO gas. If the molten iron alloy is exposed to the atmosphere, even if an attempt is made to create a high-temperature zone caused by the combustion of CO gas in the vicinity, a reaction of CO 2 + Fe → CO + FeO or CO 2 + C → 2CO will occur. In the former case, since it is a reoxidation reaction, the reduction reaction is inhibited as a whole. Moreover, in the latter case, it is an endothermic reaction, and as a result of the reaction, the CO 2 /CO+CO 2 % of the gas decreases. The method to increase the value of CO 2 /CO + CO 2 % in conventional steelmaking converters is called "secondary combustion", which is carried out at a location away from the zone where molten iron alloy exists.
It caused a reaction of CO+1/2O 2 →CO 2 and generated heat. However, when the molten iron alloy is exposed to the atmosphere, there is an upper limit to the value of CO 2 /CO + CO 2 that can be obtained (for example, about 40% or less), and the further the distance between the object to be heated and the high-temperature heating zone, the higher the However, there was a problem that heat transfer was disadvantageous and thermal efficiency was reduced. In contrast, in the present invention, the molten iron alloy layer and its splash produced by bottom blowing are brought into direct contact with the high temperature atmosphere by keeping the amount of slag above a predetermined value. The required amount of slag for this purpose is the required amount of slag (Kg/t-metal) 250 (1) on the premise that foaming of the slag is suppressed below a specified value by the method described below. It is expressed as Especially 300~480Kg/t-metal
A range of is optimal. Under such conditions
The ratio of CO 2 /CO + CO 2 depends on the dynamic balance between the amount of oxygen (the amount of blown acid and the oxides that are reduced) and the amount of carbon (the amount of carbonaceous solids present on the slag and the amount of CO gas generated). In particular, by controlling the combination of the amount of blown acid and the amount of carbonaceous solids present,
Arbitrarily high values can be obtained. In this case, instead of the secondary combustion described above, a main combustion zone (i.e., a high-temperature zone due to combustion) is formed in a portion where oxygen and carbon associate. In this case, the molten material adjacent to the high temperature zone due to combustion is not a molten iron alloy but a molten slag layer. Therefore, in order to make the molten slag layer the main endothermic reaction site, that is, the place where Fe n O o + nC → mFe + nCO occurs, the proportion of raw materials (ore or its reduced product, carbonaceous solid) above a certain lower limit value is , it is desirable to add it directly to the slag layer rather than the molten iron alloy layer. FIG. 1 shows the relationship between the ratio of the added ore + carbonaceous reducing agent (hereinafter referred to as carbonaceous material) to the total weight of the slag layer and the heat utilization efficiency. It has been observed that the higher the proportion of raw materials (ore + carbon material) added directly to the slag layer rather than the metal layer, the higher the heat utilization efficiency.
Preferably, 60% or more is added directly to the slag layer. In addition to the above reasons, the following may be cited as causes for this. (1) A portion of added materials such as ore and carbonaceous material floats on the slag, and its surface acts as an efficient site for absorbing heat from the atmosphere. (2) Compared to the case where slag is added through the metal layer, the reduction reaction sites move to the upper part on average, so even if the amount of gas generated is the same, the degree of slag forming can be reduced. In order to directly add ore (or its pre-reduced product) and carbonaceous material to the slag layer, if it is originally lumpy (5mmφ or more), it can be added from the top, or if it is powder, it can be added through the upper lance. It is sprayed onto the slag surface and penetrated into the molten slag by inertia, but a part of the powder or a mixture of two or more of the powders is made into briquettes (concave or roller compacted) or pellets and is charged from above.
In addition, in the part where the powder is directly added to the metal layer, the powder is blown from, for example, the bottom blowing tuyere. Bottom blowing an appropriate amount of powder (especially coal powder) can be used for purposes other than heating, such as suppressing erosion of the tuyeres and increasing the C% of molten metal by carburization.
It may be effective in terms of adjustments, etc. The volume ratio of the total amount of blown acid to the total amount of bottom blown gas is the second
As shown in the figure, this has a large effect on heat utilization efficiency. The total amount of gas blown out (oxygen, hydrocarbons, etc.) is too low, and the stirring of the melt is too weak.
Since sufficient heat generated by combustion cannot be received, heat utilization efficiency decreases. On the other hand, if the total amount of bottom blown gas is too large, the blown gas
Alternatively, the amount of generated gas passing through the slag layer increases, and the slag swells accordingly, resulting in a decrease in heat utilization efficiency. Also, as the proportion of bottom-blown oxygen gas increases, the amount of exhaust gas increases.
Increasing CO 2 % is increasingly constrained. Therefore, the optimum ratio of the amount of bottom blown gas (relative to the total amount of blown acid) is in the range of 3% to 40%, preferably 3 to 30%. The present invention aims to suppress slag foaming, burn CO2 close to the slag surface, and efficiently transfer the generated heat to the slag for use in the reduction reaction. There is. Slag containing a large amount of gas makes the combustion site unstable and acts as a barrier against heat. Slag foaming is affected by the ease with which gas escapes based on the slag composition, in addition to the amount of gas generated below the slag surface and the location where the gas is generated, as described above. The influence of the slag composition on the heat utilization efficiency is related to the CaO/SiO 2 ratio and (MgO+Al 2 O 3 )%, as shown in FIGS. 3 and 4. CaO/SiO 2 ranges from 0.8-1.9, MgO+
It is desirable to keep Al 2 O 3 at 23% or less. In order to satisfy both the conditions of the slag amount (defined by formula (1)) and the above-mentioned slag composition, a flux such as lime or silica stone is added. Alternatively, some of the slag from the previous heat may remain,
Alternatively, the slag once discharged outside the furnace may be recycled. When the above-mentioned bottom blowing gas amount condition is satisfied and the melt is stirred to the extent necessary for carrying out the present invention,
The temperature of the melt layer of both metal and slag is almost uniform, and the difference is so small that it can be ignored. In order to perform bottom blowing stably, the temperature of the molten material must be at least 20°C higher than the liquidus temperature of the molten metal, but there are no other operational restrictions. but,
When the temperature is low, the slag tends to form due to its viscosity, which tends to reduce heat utilization efficiency. Moreover, if the temperature becomes too high, the exhaust gas temperature increases, which is a loss. Therefore, 1450° to 1550°C is the optimum operating temperature. Note that the definition of heat utilization efficiency used in this specification is as follows. Heat utilization efficiency = (Amount of heat used to heat the metal and reduce oxides) / Total calorific value from combustion * * + (Amount of heat required to heat the exhaust gas to the same temperature as the molten material) / As above After the operation is carried out to satisfy various conditions and the added ore (or its semi-reduced product) is melted and reduced, if necessary, the amount of iron oxide in the slag is further reduced, and at the same time, the amount of iron oxide in the slag is reduced. When attempting to advance the desulfurization reaction, after stopping the supply of ore (or its half-reduced product), continuing blowing acid for a specified period of time will reduce the iron oxide content of the slag to an arbitrary value depending on the time. be able to. In addition, compared to the case where a molten alloy with a chromium or manganese content of 20% or more is obtained by the smelting reduction method, when the iron ratio is higher than that, oxides are also affected by the C in the molten alloy. Since it is reducible, the reduction reaction tends to proceed on the surface of the molten alloy layer, and therefore the slag as a whole tends to form easily. In order to suppress this, (i) operations should be carried out in a state where the carbon content of 20% or more of the slag weight remains in the slag and the slag-charcoal material interface area is maintained large; The residual carbon content in the slag is the difference between the carbon content in the carbon material added to the system and (the amount carburized into the molten metal) + (the dust containing CO, CO 2 and C in the exhaust gas). (2) Adjust the slag composition, (iii) Add carbonaceous material containing lime to the top of the slag, and increase the foaming effect of the generated gas. It is desirable to suppress forming (for this purpose, approximately 60% or more of the total carbonaceous material should be added from above the slag). Using the method described above, reduce CO to a predetermined value.
The heat generated by the combustion can be efficiently used to advance the reduction reaction. If fuel gas is required unsteadily due to location conditions, the exhaust gas can be controlled by controlling the amount of blown acid and the ratio of carbon remaining in the slag while detecting the composition of the exhaust gas. The CO 2 /CO ratio can be changed arbitrarily. By removing dust and CO 2 from this exhaust gas if necessary, and then guiding it to the gas holder, the required amount of the required composition gas can be obtained. (Example) Top-bottom blowing converter with rated molten metal capacity of 120 tons [4 bottom-blowing tuyeres,
Triple pipe; inner pipe (inner diameter 16mm, wall thickness 1mm): CO/CO 2
For coal powder injection by mixed gas (1800Nm 3 /hr) carrier, second pipe (inner diameter 20mm, wall thickness 1mm): O 2
For gas blowing; outermost tube (inner diameter 24 mm): cooling gas propane, 60 Nm 3 ) for blowing], Fe-C (4.2%)-Si
Charge 40 tons of (0.3%) molten metal. Iron ore (T.Fe: 67%, SiO2 : 4.6%, TiO2 :
0.2%, P 2 O 5 : 0.2%) are sieved, and those larger than 5 mm (55% of the total charge) are fed into the furnace from the hopper above the furnace, and those smaller than 5 mm are mixed with 30% by weight of coal powder. After mixing, the roll-compressed green compact is introduced into the furnace from another hopper. Coal (TC: 73%, VM (volatile matter): 15
%: Ash: 12%, P: 0.08%, S: 0.6) are sieved and those larger than 10 mm are fed directly into the furnace from the hopper above the furnace. The bottom of the sieve is crushed to 1 mm or less, a part is used for roll compression with the above-mentioned ore, 10% of the total charge is blown into the furnace through the bottom blowing tuyere, and the rest is Top blowing lance (7 holes in total, one in the center is for blowing coal powder with CO/CO 2 mixed gas, the other six holes are for blowing oxygen)
30000Nm 3 /hr). Note that lump coke (excluding numbers) in an amount of about 5% by weight of the amount of coal used is introduced from above the furnace. This is effective in controlling CO 2 /CO + CO 2 . Flux uses lime and silica. Blowing acid (top blowing 20000Nm 3 /hr, bottom blowing 1800Nm 3 /hr)
While performing this, the temperature of the molten material in the furnace was measured and the temperature reached 1450
Add iron ore so that the temperature is in the range of ~1520℃,
Accordingly, the amount of slag is 300±40Kg/t-metal,
Slag composition is CaO/SiO 2 = 1.2±0.3MgO+Al 2 O 3
= 8±6%. In addition, the amount and composition of exhaust gas are detected, and the amount of coal coke input is adjusted using a C balance formula so that the amount of carbon remaining in the slag in the furnace is 25±5% of the amount of slag. There are two types of operation depending on the time of day:

【表】 タツピングされるメタル(生成量の70%)、ス
ラグ(生成量の約90%)の成分は、上記A、Bの
場合にそれぞれ次の通りである。
[Table] The components of the tapped metal (70% of the amount produced) and slag (approximately 90% of the amount produced) are as follows for cases A and B above, respectively.

【表】【table】

【表】 タツピング後は、残し湯を利用して、上述の操
業をくり返してゆく。 (発明の効果) 以上のように本発明は、設備としては既存の製
鋼用上底吹転炉に近いものを利用し、操業条件は
通常製鋼法とは全く異なるものを採用することに
より、鉱石から鉄系合金溶湯を鉄効率高く得るこ
と、及び発生ガスを立地条件に応じて融通性よく
変えられることを特徴とするもので、従来高炉法
の欠点を解決するものとして、経済的な効果が大
きい。
[Table] After tapping, repeat the above operation using the remaining hot water. (Effects of the Invention) As described above, the present invention utilizes equipment similar to the existing top-bottom blowing converter for steelmaking, and adopts operating conditions that are completely different from those of the normal steelmaking method. This method is characterized by the ability to obtain molten iron-based alloys with high iron efficiency and the ability to flexibly change the generated gas depending on the location conditions.It is an economical method that solves the drawbacks of the conventional blast furnace method. big.

【図面の簡単な説明】[Brief explanation of the drawing]

第1図は添加された鉱石+炭材の全重量に対す
る、スラグ層に加えられたものが占める比率と、
熱利用効率の関係を示す図、第2図は、全吹酸量
に対する底吹される全ガス量の比率が熱利用効率
に及ぼす影響を示す図、第3図および第4図は熱
利用効率に及ぼすスラグ組成の影響を示す図であ
る。
Figure 1 shows the ratio of what is added to the slag layer to the total weight of added ore + carbonaceous material, and
A diagram showing the relationship between heat use efficiency. Figure 2 is a diagram showing the influence of the ratio of the total amount of bottom-blown gas to the total amount of blown acid on heat use efficiency. Figures 3 and 4 are diagrams showing the relationship between heat use efficiency. It is a figure showing the influence of slag composition on.

Claims (1)

【特許請求の範囲】 1 ガスを上、底吹できる転炉状反応容器で、酸
化鉄を含む原料、炭素質還元剤、フラツクス、気
体酸素を供給して鉄系合金溶湯を製造するにあた
り、 (1) スラグ量を250Kg/t−メタル以上に保つこ
と (2) スラグ層に加えられる鉱石、炭材(重量)/添加され
た全鉱石+炭材(重量)×100≧30% (3) 底吹きされる全ガス量(Nm3)/全吹酸量(Nm3
)×100=3〜 40% (4) スラグのMgO+Al2O3≦23% の条件を同時に満足させる条件で操業を行うこと
により、スラグの泡立ち(フオーミング)を抑制
して発生するCOガスの炉内でのCO2への燃焼度
を任意に制御しつつ、熱利用効率を高めることを
特徴とする鉄系合金溶湯の製造方法。
[Scope of Claims] 1. In producing a molten iron-based alloy by supplying a raw material containing iron oxide, a carbonaceous reducing agent, flux, and gaseous oxygen in a converter-like reaction vessel capable of blowing gas from top to bottom, ( 1) Keep the slag amount above 250Kg/t-metal (2) Ore and carbonaceous material added to the slag layer (weight) / Total added ore + carbonaceous material (weight) x 100≧30% (3) Bottom Total amount of gas blown (Nm 3 )/Total amount of blown acid (Nm 3
) × 100 = 3 to 40% (4) By operating under conditions that simultaneously satisfy the conditions of MgO + Al 2 O 3 ≦23% of slag, the furnace suppresses foaming of slag and generates CO gas. A method for producing molten iron-based alloy, which is characterized by increasing heat utilization efficiency while arbitrarily controlling the degree of burnup to CO 2 within the molten metal.
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