JPS61153210A - Low-silicon operation method in blast furnace - Google Patents
Low-silicon operation method in blast furnaceInfo
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- JPS61153210A JPS61153210A JP27336884A JP27336884A JPS61153210A JP S61153210 A JPS61153210 A JP S61153210A JP 27336884 A JP27336884 A JP 27336884A JP 27336884 A JP27336884 A JP 27336884A JP S61153210 A JPS61153210 A JP S61153210A
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Abstract
Description
【発明の詳細な説明】
「発明の目的」
本発明は高炉における低シリコン操業法に係り、高炉か
ら出銑される銑鉄中の&量を0.15%ないしそれ以下
のように兄分に低減し、しかも炉況ないし出銑量に悪影
響を及ぼすことのない操業法を提供しようとするもので
ある。Detailed Description of the Invention Object of the Invention The present invention relates to a low-silicon operation method in a blast furnace, which reduces the amount of & in pig iron tapped from a blast furnace to 0.15% or less. However, the aim is to provide an operating method that does not adversely affect the furnace condition or the amount of pig iron tapped.
産業上の利用分野
高炉による低シリコン銑鉄を得るための操業(1)
リC汰。Industrial applications Operation for obtaining low-silicon pig iron using blast furnaces (1)
RiC.
従来の技術
高炉からの出銑中におけるSt分全全低下せることにつ
いては従来から柚々に検討が恵ねられて米だところであ
シ、この8分低減は高級鋼を得しめ、又銑鉄に対する脱
硫処理のような特別な工程を省略ないし簡易化する。Conventional technology The ability to completely reduce the St content during tapping from a blast furnace has been extensively studied in the past. Omit or simplify special processes such as desulfurization treatment.
然して高炉内における銑鉄中に&が移行する機構として
は次の2つの場合が考えられる。However, the following two cases can be considered as the mechanism by which & is transferred into the pig iron in the blast furnace.
■ スラグ中のSL O2が銑鉄中のCによって次式の
ように還元され、溶銑中にStが含有される。■ SL O2 in the slag is reduced by C in the pig iron as shown in the following equation, and St is contained in the hot metal.
5toICt)+2C−+SL+2cO(f>■ コー
クスの灰分中およびスラグにおけるSL 02がコーク
スと高温で次式のように直接反応することによりStO
tスを発生し、該StOtスが銑中Cにより還元されて
&が銑鉄中に入る。StO
The StOt gas is reduced by C in the pig iron and enters into the pig iron.
5t02 (t、 !+ )+C(s )→、StO
(f)+co (f)840 (f ) 十〇−+、!
j十CO(t )なお上記■■によるものは何れも羽口
より下部の領域では反対に、
SL+ 2 Fn O→St Oz +2 Pm5L+
2 Mn O−+840 ! + 2 MnのようにS
tが酸化されて銑中&が低下するが、これらの反応バラ
ンスによって銑中&が決定される。5t02 (t, !+)+C(s)→, StO
(f)+co (f)840 (f) 10-+,!
j0CO(t) However, in the region below the tuyere, the above ■■ is the opposite, SL+ 2 Fn O→St Oz +2 Pm5L+
2 Mn O-+840! + 2 S like Mn
t is oxidized and the & in the pig iron decreases, but the & in the pig iron is determined by the balance of these reactions.
そこでこのような銑中Stの低減を図るため、■装入物
中への焼結鉱配合率増加し、或いは焼結鉱塩基度の上昇
、更には装入物へMgOの重加などの装入物の性状改善
、0送風に対する湿分添加や送風温度低下のような羽口
先温度の低下、θスラグ塩基度の上昇、O溶銑温贋の低
下、■羽口先からミルスケールなどの酸化物吹込みの如
きが提案されている。Therefore, in order to reduce St in the pig iron, it is necessary to increase the blending ratio of sintered ore in the charge, increase the basicity of the sintered ore, and add more MgO to the charge. Improving the properties of the tuyere, reducing the temperature at the tuyere tip by adding moisture to zero air blast, lowering the air temperature, increasing θ slag basicity, decreasing O hot metal temperature, ■ blowing oxides such as mill scale from the tuyere tip. Some suggestions have been made, including:
発明が解決しようとする問題点
然し上記したような従来技術によるものはそれぞれに問
題点を有していて好ましい手法となし得ない。即ち■は
倒れにしてもコストアップとなり、又焼結鉱における塩
基度上昇の如きには上限があって経済的で的確な方法と
なし得ないことは明かであり、又0は燃料比全上昇させ
ることを必要としてコストアップとなるか、或いは設備
的に制限があって結局は■と同じ不利が伴う。然してO
はスラグの粘性に影響することから当然に制限を受け、
Oの方法は出銑および出滓の倒れの面からも制限を受け
るので所期する低&化を充分に得難く、■も操業上煩雑
であるだけでなく、Oと同様な制限を受は好ましい方法
となし得ない。なお何れの場合も炉況ないし出銑量にそ
れなりの影#を与える傾向がある。Problems to be Solved by the Invention However, the above-mentioned conventional techniques have their own problems and cannot be considered as a preferred method. In other words, (2) increases the cost even if it fails, and it is clear that there is an upper limit to increasing basicity in sintered ore, so it cannot be done as an economical and accurate method, and (0) increases the total fuel ratio. Either this increases the cost, or there are restrictions in terms of equipment, resulting in the same disadvantages as in (2). Of course O
is naturally limited because it affects the viscosity of the slag,
The O method is also limited in terms of tapping and slag collapse, so it is difficult to obtain the desired low & low temperature. This is not a preferred method. In either case, there is a tendency to have a certain influence on the furnace condition or the amount of iron tapped.
「発明の構成」
問題点を解決するための手段
高炉にそれぞれ所定の割合とされた鉱石とコークスとを
交互に層別して装入し、前記鉱石を予熱、還元、軟化、
溶融せしめて出銑するに当り、上記した鉱石層に対し前
記装入コークス量の5〜50%を混合した鉱石とコーク
スの混合層とすることを特徴とする高炉における低シリ
コン操業法。"Structure of the Invention" Means for Solving the Problems A blast furnace is charged with ore and coke in predetermined ratios in alternating layers, and the ore is preheated, reduced, softened,
A low-silicon operation method in a blast furnace characterized by forming a mixed layer of ore and coke in an amount of 5 to 50% of the amount of coke charged in the ore layer during melting and tapping.
作用
鉱石層にコークスを混合した鉱石とコークスの混合層と
することにより該鉱石層(コークス混合)の軟化融着帯
における溶融メタルへの負荷荷重を軽減し、荷重による
圧縮でメタルとコークスが緊密状態に接触せしめられる
ことによる濃炎原因ケ軽減、解消せしめ、このような^
温帯におけるメタルへの塗炭速度を制限し、従って該滲
炭に原因した銑中SL移行を低減する。By creating a mixed layer of ore and coke with coke mixed in the working ore layer, the load on the molten metal in the softened cohesive zone of the ore layer (coke mixture) is reduced, and the metal and coke are tightly compressed by the load. Reducing and eliminating the cause of intense inflammation caused by contact with the condition, such as this ^
Limiting the rate of coal application to metal in temperate zones, thus reducing SL migration in the pig iron caused by the coal removal.
前記装入コークス全量中の磁石層へ混合されるコークス
の割合は5%以下では未だ好ましい銑中、(低減効果が
得られず、又50%を超えるならば、本来のコークス層
厚が減少し、或いはコークス層厚が一定であれば鉱石と
コークスの混付層厚が厚くなりすぎて、高炉ボッシュ部
で鉱石層上下のコークス層から得られる浸炭が安定して
行われないこととなる。If the ratio of coke mixed into the magnet layer in the total amount of coke charged is less than 5%, the desired reduction effect cannot be obtained, and if it exceeds 50%, the original coke layer thickness will decrease. Alternatively, if the coke layer thickness is constant, the mixed layer thickness of ore and coke becomes too thick, and carburization obtained from the coke layers above and below the ore layer cannot be stably performed in the blast furnace bosch section.
実施例
前記した本発明について更に説明すると、本発明者等は
高炉からの出銑を低St化することに関して仔細な研究
を重ねた結果、前記した従来技術における銑中St移行
機構■■はその何れの場合においても銑鉄中Cがある程
度以上にならないと該反応が進行しないものと言える。EXAMPLE To further explain the present invention described above, the inventors of the present invention have repeatedly conducted detailed research on reducing the St of tapping from a blast furnace. In either case, it can be said that the reaction does not proceed unless the C content in the pig iron exceeds a certain level.
然して為炉内においては炉頂部から装入された鉱石とコ
ークスとが次第に下降し、鉱石が予熱、還元、軟化、溶
融されて出銑するが、斯様な一連の過程においてメタル
中に濃炎されることとなるから斯うした塗炭速度を制御
するならば銑中&を制御し得るものと推定される。However, inside the furnace, the ore and coke charged from the top of the furnace gradually descend, and the ore is preheated, reduced, softened, and melted to be tapped. Therefore, it is presumed that if the coaling speed is controlled, it is possible to control the amount of iron in the pig iron.
そこでこのようなメタル中への塗炭速度を制御すること
について検討を重ねた結果、コークス層間における鉱石
層が70〜80%程度に収縮し軟化融着した後の荷重に
よる圧縮でメタルとコークスとが緊密状態に接触せしめ
られることにより濃炎が生ずることを実験的に確認した
。As a result of repeated studies on controlling the speed at which coal is coated into the metal, we found that the ore layer between the coke layers shrinks by about 70 to 80%, softens and fuses, and then the metal and coke are compressed by the load. It has been experimentally confirmed that dense flames occur when brought into close contact.
従ってこのような8炭原因である荷重を掛けないように
し、メタルとコークスとの緊密接触原因を解消すること
によシ濃炎を避け、延いては低&化をもたらし得るもの
と推定された。Therefore, it is estimated that by not applying the load that is the cause of such 8 coals and eliminating the cause of close contact between metal and coke, it is possible to avoid dense flames and, in turn, to lower the temperature of the coke. .
即ち、このように軟化融着帯において鉱石層に荷重を掛
けないための手法について検討した結果、上記したよう
な鉱石層に適当な量のコークスを混合することに想到し
、この混入されたコークスによって上部装入物による荷
重を支持せしめ、高温条件下におけるメタルとコークス
の緊密接触を回避するならば、特別な癌加物などを必要
とせず、又簡易な操法でメタルへの製炭を回避ないし遅
延せしめ、それに伴うメタルへのSt移行を防止し得る
ものと言える。That is, as a result of studying methods for not applying load to the ore layer in the softened cohesive zone, we came up with the idea of mixing an appropriate amount of coke into the ore layer as described above, and we If the load from the upper charge is supported by the upper charge and close contact between the metal and coke under high temperature conditions is avoided, special additives are not required, and coal production into metal can be performed using simple operations. It can be said that this can be avoided or delayed, and the accompanying migration of St to the metal can be prevented.
このように鉱石層中に混入されたコークスの高炉内にお
ける様相を従来法によるものと比較して示したのが第1
図であって、高炉10内における軟化一層中では従来法
によるものがコークス層1とメタル層2とが略整然と区
分した状態で形成されているのに対し、鉱石層中に装入
コークスの一部を混入した場合には装入層の全般にコー
クス11が分布し、本来のコークスノー1はそれなりに
厚さが減少し且つその部分ではコークスの多い状態とな
ることは当然であるが、鉱石層中に混入されたコークス
は溶融メタル中にあって上部荷重を支持するからメタル
への負荷荷重を軽減することは明かであシ、従って荷重
による浸炭促進効果が薄れ軟仕融着帯も図示のように低
下することとなる。The first study shows the appearance of coke mixed in the ore layer in the blast furnace in comparison with that produced by the conventional method.
In the figure, in the softening layer in the blast furnace 10, the coke layer 1 and the metal layer 2 are formed in a substantially orderly divided state in the conventional method, whereas the coke layer charged in the ore layer is It is natural that coke 11 will be distributed throughout the charging layer, and the thickness of the original coke snow 1 will be reduced to a certain extent, and that there will be a large amount of coke in that area. Since the coke mixed in the layer is in the molten metal and supports the upper load, it is obvious that it reduces the load on the metal, and therefore the effect of promoting carburization due to the load is weakened, and the soft weld zone is also shown. It will decrease as follows.
前記のような効果をもたらすための鉱石層中混入コーク
ス量についてはそれなシのものが必要であることは当然
で、一般的に装入すべき全コークス量の5〜50%とす
べきである。即ちこの関係は別に第2図として示す如く
であり、鉱石層中へのコークス混合比がOである従来法
の場合は銑中&が0.4%程度であるのに対し、このコ
ークス混合比が増加することによって出銑中&は急激に
低下し、コークス混合比5%で銑中&は0.25%程度
となる。20%のコークス混合比では一般的に銑中St
を0.15%とすることができる。然しこのコークス混
合比が余シに大となシ、50%を超えると本来のコーク
スr−1の厚さが減少し、又は鉱石とコークスの混合層
が厚くなりすぎて高炉ボッシュ部で鉱石層(コークス混
合)上下のコークス混合カらの浸炭が安定して行われな
いこととなるので、この程度を上限とすべきである。鉱
石およびコークスの程度については殊史に制限を必要と
せず、従来から採用されている粒度分布のもので充分で
ある。It goes without saying that a certain amount of coke is required to be mixed into the ore layer in order to bring about the above effects, and generally it should be 5 to 50% of the total amount of coke to be charged. be. In other words, this relationship is shown separately in Figure 2. In the conventional method in which the coke mixing ratio in the ore layer is O, the coke mixing ratio in the pig iron is about 0.4%, but this coke mixing ratio As the amount increases, the & in the tapping rapidly decreases, and at a coke mixing ratio of 5%, the & in the tapping becomes approximately 0.25%. At a coke mixing ratio of 20%, St.
can be set to 0.15%. However, if this coke mixing ratio is too large and exceeds 50%, the original thickness of coke r-1 will decrease, or the mixed layer of ore and coke will become too thick, causing the ore layer to form in the blast furnace bosch section. (Coke Mixing) Since the carburization of the upper and lower coke mixtures will not be performed stably, this level should be the upper limit. There are no particular restrictions on the amount of ore and coke, and a conventional particle size distribution is sufficient.
本発明によるものの具体的な操業例について説明すると
以下の如くである。A specific example of operation according to the present invention will be described below.
装入原料としての合計コークス量を500.3Kf/T
、Plgで鉱石を1625Kf/T、 Pig の一
定とした鉱石対コークス比(0/C) によって操業
し、有効内容積2900m’の高炉において、その出銑
量を6500 t/ daf)一定とすると共に、鉱石
層中へのコークス混合比を10日間毎に装入コークス負
の5イ、10%、15π、20%と増加して第1〜第4
期に亘シ実施した場合において、その送風量、風圧およ
び出銑中stgを測定した平均値を、本発明方法実施前
のそれらの値と共に示すと次表の如くであって、銑鉄中
&量を実施前の0.3%程度から0.22〜0.12%
まで低減することができた。The total amount of coke as charging raw material was 500.3Kf/T.
The blast furnace was operated at a constant ore-to-coke ratio (0/C) of 1,625 Kf/T, Pig, and a constant output of 6,500 t/daf) in a blast furnace with an effective internal volume of 2,900 m'. , the coke mixing ratio in the ore layer was increased every 10 days to negative 5i, 10%, 15π, and 20%.
The following table shows the average values of the air flow rate, wind pressure, and stg during tapping when carried out over a period of 20 years, together with those values before implementation of the method of the present invention. 0.22-0.12% from about 0.3% before implementation
was able to reduce it to.
「発明の効果」
以上説明したような本発明によるときは、この種高炉操
業において銑鉄中St量を的確に低減せしめ、st:0
.15%以下のような従来技術で求め得ない低SL銑鉄
を得しめ、しかも特別な添加物や操業的煩雑性なしに、
又出銑量を低下しないで有効にその目的を達し得るもの
であるから工業的にその効果の大きい発明である。"Effects of the Invention" According to the present invention as explained above, the amount of St in pig iron can be accurately reduced in this type of blast furnace operation, and st: 0.
.. We are able to obtain low SL pig iron of 15% or less, which cannot be obtained with conventional technology, and without any special additives or operational complexity.
Moreover, since the purpose can be effectively achieved without reducing the amount of pig iron tapped, the invention is industrially highly effective.
図面は本発明の技術的内容を示すものでろつて、第1図
は本発明方法と従来法によるものの高炉内軟化融漕帯に
おける様相を併せて示した説明図、第2図は装入全コー
クス量に対する鉱石中コークス混合率と出銑&の関係を
示した図表である。
然して、第1図において、1はコークス層、2はメタル
層、10は高炉、11はコークスを示すものである。The drawings are intended to illustrate the technical content of the present invention. Figure 1 is an explanatory diagram showing the softening zone in the blast furnace according to the method of the present invention and the conventional method, and Figure 2 is an explanatory diagram showing the entire coke charged. It is a chart showing the relationship between the mixing ratio of coke in ore and the amount of iron tapping. In FIG. 1, 1 is a coke layer, 2 is a metal layer, 10 is a blast furnace, and 11 is coke.
Claims (1)
交互に層別して装入し、前記鉱石を予熱、還元、軟化、
溶融せしめて出銑するに当り、上記した鉱石層に対し前
記装入コークス量の5〜50%を混合した鉱石とコーク
スの混合層とすることを特徴とする高炉における低シリ
コン操業法。Ore and coke, each in a predetermined ratio, are charged to a blast furnace in alternating layers, and the ore is preheated, reduced, softened,
A low-silicon operation method in a blast furnace characterized by forming a mixed layer of ore and coke in an amount of 5 to 50% of the amount of coke charged in the ore layer during melting and tapping.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP27336884A JPS61153210A (en) | 1984-12-26 | 1984-12-26 | Low-silicon operation method in blast furnace |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP27336884A JPS61153210A (en) | 1984-12-26 | 1984-12-26 | Low-silicon operation method in blast furnace |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JPS61153210A true JPS61153210A (en) | 1986-07-11 |
JPS6365726B2 JPS6365726B2 (en) | 1988-12-16 |
Family
ID=17526924
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP27336884A Granted JPS61153210A (en) | 1984-12-26 | 1984-12-26 | Low-silicon operation method in blast furnace |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JPS61153210A (en) |
Citations (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS5243169A (en) * | 1975-10-01 | 1977-04-04 | Matsushita Electric Ind Co Ltd | Water-oil separator |
JPS5941402A (en) * | 1982-09-02 | 1984-03-07 | Nippon Kokan Kk <Nkk> | Operation of blast furnace |
-
1984
- 1984-12-26 JP JP27336884A patent/JPS61153210A/en active Granted
Patent Citations (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS5243169A (en) * | 1975-10-01 | 1977-04-04 | Matsushita Electric Ind Co Ltd | Water-oil separator |
JPS5941402A (en) * | 1982-09-02 | 1984-03-07 | Nippon Kokan Kk <Nkk> | Operation of blast furnace |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
JPS6365726B2 (en) | 1988-12-16 |
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