JPH0442449B2 - - Google Patents
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- JPH0442449B2 JPH0442449B2 JP20833586A JP20833586A JPH0442449B2 JP H0442449 B2 JPH0442449 B2 JP H0442449B2 JP 20833586 A JP20833586 A JP 20833586A JP 20833586 A JP20833586 A JP 20833586A JP H0442449 B2 JPH0442449 B2 JP H0442449B2
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- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
- C21B5/001—Injecting additional fuel or reducing agents
- C21B5/003—Injection of pulverulent coal
- C21B5/004—Injection of slurries
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Description
(産業上の利用分野)
本発明は、荷下がり安定下において高炉の溶銑
中Si濃度、S濃度及びMn濃度を制御できる高炉
の操業方法に関するものである。
(従来の技術及びその問題点)
高炉内における溶銑中へのSi移行は、炉床場溜
部におけるスラグーメタル反応よりもむしろSiO
ガスを媒介とするガスーメタル反応が主要な役割
を果している。
しかして、SiOガスを媒介する溶銑中へのSi移
行は次の2つの過程に大別される(「鉄と鋼」、第
58巻、1972年、219頁)。
すなわち、レースウエイ近傍の高温低酸素分
圧領域におけるコークス中灰分を主源とする
SiO2とコークス中の固定炭素との反応によるSiO
ガスの生成過程、および軟化融着帯以下におけ
る上昇ガス流中に含まれるSiOガスと滴下してい
る溶銑中の炭素との反応による溶銑中へのSi移行
過程であり、これら両過程を反応式で表わすと以
下の如くになる。
(SiO2)+C=SiO(g)+CO(g) ……
SiO(g)+C=Si+CO(g) ……
ここで、()はその化合物がスラグ中に存在す
ることを示す慣用表記法であり、元素名の下線は
その成分が溶銑中に存在することを示す慣用表記
法である。また、(g)はその化合物が気体であ
ることを示す慣用表記法である。以下、同様の表
記法を使用して説明する。
従つて、溶銑中Si濃度の制御法としては、SiO
ガス発生反応の制御と溶銑中へのSi移行反応の制
御とがある。
ところで、実際の高炉操業において、前者の制
御手段としては、コークス中灰分量の制御による
羽口前持ち込みSiO2量の制御や、羽口前温度制
御によるSiOガス発生速度の制御等が実施されて
いる。また、後者の制御手段としては、装入物分
布制御に基づいたコークス比制御による融着帯レ
ベルの管理や焼結鉱の被還元性、軟化融着性状制
御による融着帯レベルの制御等がある。しかし、
前者の制御手段に関して、コースク灰分量の制御
については原料炭配合面からの制約がある。ま
た、後者の制御手段に関しては、操業面及び原料
面からも、ほぼ限界に達している。
また、溶銑中Si濃度の制御方法として、前記の
高炉内における溶銑中へのSi移行メカニズムに立
脚した制御手段以外に、送風羽口から酸化鉄を炉
内に吹き込み、下記反応によつて溶銑中Siを酸化
させる、いわゆる炉内脱珪手段が開発されている
(特開昭56−29601号公報、特開昭58−77508号公
報)。Si
+2(FeO)=(SiO2)+2Fe ……
この制御手段の場合、上記反応が適切に制御さ
れれば、出銑直前でのSi濃度の制御が可能であ
り、溶銑中Si濃度の管理が容易に実施できる。し
かしながら、従来の気体輸送による羽口からの酸
化鉄吹き込みによる溶銑中Si濃度の制御方法には
次のような欠点があつた。
先ず、粉体の乾燥設備費、および乾燥費が高い
点が問題であり、また配管、特に分配器及び曲管
部における摩耗が進展する点が問題となり、長期
的な安定稼動は困難であつた。そして、この方法
は溶銑中のSi濃度を低減させる方法としては有効
であるが、溶銑中のMn濃度の上昇に結びつかな
い為、製鋼工程での造滓剤の使用量低減には結び
つくが、合金鉄の使用量低減には結びつかない。
一方、高炉内における溶銑中へのS移行につい
ては、レースウエイ近傍でガス化したコークスお
よび液燃中のSが、シヤフト部において鉱石中に
加硫され、軟化融着帯以下において、主にスラグ
ーメタル反応により脱硫されることが知られてい
る。スラグーメタル間のS分配反応は下記式で表
わされる。
S=(S) ……
log(%S)°/〔%S〕°=−6888/T+1.152+lo
gfs+logCs−1/2logPo2……
logCs=1.35Ncao+1/2NMgO/NSiO2+1/3NAl2O3
−6911/T−1.649……
ここでは、Tは温度(K)、fsは溶銑中Sの活
量係数、Csは脱硫能(Sulphide Capacity)を表
わす。また、Ncao、NSiO2、NAl2O3、NMgO
は、その成分のスラグ中でのモル分率を表わす。
ところで、実際の高炉操業において、溶銑中Sの
低下手段としては、溶銑温度の上昇、装入S量の
低減、スラグ量の上昇、スラグ組成の調整すなわ
ちCaO/SiO2上昇、Al2O3低下、MgO上昇が採
られている。
しかし、このうちの溶銑温度の上昇は、コーク
ス比の上昇および溶銑中Siの上昇に結びつくため
制約がある。スラグ量の上昇については、コーク
ス比の上昇をきたすと共に、過度に上昇させると
残銑滓量が増大し、荷下がり不純に陥る危険もあ
る。さらに、スラグ組成の調整についても、安定
操業を維持するためには、出銑温度と最終スラグ
の融点の差を一定値以上に維持する必要がある。
ここで、溶銑中Si制御手段としてのSiOガス発
生反応抑制対策としては、スラグ中のSiO2の活
量σSiO2を低下させることも有効である。特に、
レースウエイ近傍は、高温低酸素分圧雰囲気で、
かつ、コークス由来スラグが多いことにより、ス
ラグ中SiO2の活量σSiO2も高く、SiOガスの活発
な発生領域であるため、この領域のスラグCaO/
SiO2を上昇させて、スラグ中SiO2のσSiO2を低下
させると共に、スラグ粘度を低下させることは、
溶銑中Si濃度とともに溶銑中S濃度の有効な制御
手段である。
前記、レースウエイ近傍のスラグ中SiO2の活
量σSiO2を低下させる一手段として、コークス製
造過程で生石灰を添加して、成品コークス中の
CaO含有量を増大させることが試みられている
(「コークスサーキユラー」第17巻、1968年、97
頁)。
高流動性配合炭に石灰石を5〜10重量%添加す
ると、強粘結炭の配合割合を少なくして強度の高
い高炉用コークスが製造可能であるが、コークス
の生産性がかなり低下すること、および、添加石
灰石によるコークス炉の炉壁珪石レンガの侵食が
問題とされている。
また、焼結鉱比70重量%以上配合し、羽口から
燃料吹込みのある高炉操業において、焼結鉱
CaO/SiO2を0.6〜1.0に低下させ、最終スラグ
量・組成の調整を行なうために、羽口から石灰石
粉を吹込む方法についての提案が見られる(特公
昭32−2753号公報、特公昭39−28004号公報)。こ
の方法によれば、羽口からの石灰石粉吹き込み可
能量が多く溶銑中Si濃度およびS濃度の低減に有
利であり、焼結鉱性状に関して、落下強度は向上
するが、焼結鉱高温性状、すなわち、被還元性、
軟化融着性状の悪化をきたし、高炉操業は荷下が
り不順に陥る危険がある。更に、この方法では、
羽口からの石灰石粉吹込みを気体輸送によつて行
つている為、粉体乾燥費用が高く、また、石灰石
粉は吸湿性が高いため、配管閉塞に陥りやすい点
が問題となり、長期的な安定稼動は困難であつ
た。
さらに、この方法は溶銑中のSi濃度を低減させ
る方法としては有効であるが、溶銑中のMn濃度
の上昇には結びつかない為、製鋼工程での造滓剤
の使用量低減には結びつくが、合金鉄の使用量低
減には結びつかない。
本発明は、製鋼工程での造滓剤および合金鉄使
用量の低減を目的とした高炉操業方法における従
来の問題点を解決するためになされたものであ
り、粉体乾燥を必要とせず、しかも配管摩耗およ
び配管閉塞を起こすことなく、羽口からの鉄鋼石
粉、Mn鉱石粉および造滓剤吹き込みを可能と
し、荷下がり安定下で、大きな低Siかつ低S操業
効果およびMn富化効果を得ることが可能な高炉
の操業方法を提供せんとするものである。
(問題点を解決するための手段)
本発明は、鉄鉱石粉及びMn鉱石粉と、CsO源
及び/又はMgO源との複合化合物または混合粉
体を混合したものを重油スラリーとして高炉羽口
から吸込むことを要旨とする高炉の操業方法であ
る。
なお、本発明において粉とは、粒径5mm以下の
ものをいう。
本発明において、Mn鉱石粉吹き込みを併用し
たのは以下に示す理由による。
下記第1表にMn鉱石粉の組成の一例を示す
が、この第1表より明らかな如く、Mn酸化物と
共に、酸化鉄濃度も高いことがわかる。このMn
鉱石粉を羽口から吹き込んだ場合、Mn鉱石粉中
に含まれるMn酸化物による下記式で表わされ
る脱珪反応と共に、鉄酸化物による前記式で表
わされる脱珪反応が起こり、容銑中Si濃度は低下
する。
Si+2(MnO)=(SiO2)+2Mn ……
また、前記式で表わされるMn酸化物による
脱珪反応および下記式で表わされるMn酸化物
の直接還元反応によつて、溶銑中Mn濃度を富化
されることになる。
(MnO)+C=Mn+CO(g) ……
(Industrial Application Field) The present invention relates to a blast furnace operating method that can control the Si concentration, S concentration, and Mn concentration in hot metal of a blast furnace under stable loading conditions. (Prior art and its problems) Si transfer into hot metal in a blast furnace is caused by SiO2 rather than slag metal reaction in the hearth pit.
Gas-mediated gas-metal reactions play a major role. Therefore, Si transfer into hot metal via SiO gas can be roughly divided into the following two processes ("Iron and Steel", Part 1).
58, 1972, p. 219). In other words, the main source of coke is ash in the high temperature, low oxygen partial pressure region near the raceway.
SiO by reaction of SiO 2 with fixed carbon in coke
The gas generation process and the Si transfer process into the hot metal due to the reaction between the SiO gas contained in the ascending gas flow below the softening cohesive zone and the carbon in the dripping hot metal, and these processes can be described by the reaction equation. It can be expressed as follows. (SiO 2 ) + C = SiO (g) + CO (g) ... SiO (g) + C = Si + CO (g) ... Here, () is a conventional notation that indicates that the compound is present in the slag. The underlined element name is a common notation to indicate that the element is present in the hot metal. Further, (g) is a common notation indicating that the compound is a gas. The following description uses the same notation. Therefore, as a method to control the Si concentration in hot metal, SiO
There are control of gas generation reaction and control of Si transfer reaction into hot metal. By the way, in actual blast furnace operation, the former control means include controlling the amount of SiO 2 brought in before the tuyere by controlling the ash content in the coke, and controlling the SiO gas generation rate by controlling the temperature before the tuyere. There is. In addition, the latter control means include cohesive zone level management by coke ratio control based on charge distribution control, sinter reducibility, and cohesive zone level control by softening and cohesive property control. be. but,
Regarding the former control means, there are restrictions on controlling the amount of coke ash from the viewpoint of coking coal blending. Furthermore, the latter control means has almost reached its limit from the operational and raw material standpoints. In addition, as a method for controlling the Si concentration in hot metal, in addition to the above-mentioned control method based on the Si transfer mechanism into hot metal in the blast furnace, iron oxide is blown into the furnace from the blast tuyeres, and the following reaction is performed to control the Si concentration in the hot metal. A so-called in-furnace desiliconization means for oxidizing Si has been developed (Japanese Unexamined Patent Publication Nos. 56-29601 and 1982-77508). Si + 2 (FeO) = (SiO 2 ) + 2Fe... In the case of this control means, if the above reaction is properly controlled, it is possible to control the Si concentration immediately before tapping, and the Si concentration in hot metal can be controlled. Easy to implement. However, the conventional method of controlling the Si concentration in hot metal by blowing iron oxide through the tuyere using gas transport has the following drawbacks. First, there were problems with the high cost of drying equipment and drying costs for the powder, and the problem of progressive wear on the piping, especially the distributor and bent pipe sections, making it difficult to operate stably over a long period of time. . Although this method is effective for reducing the Si concentration in hot metal, it does not lead to an increase in the Mn concentration in hot metal, so it leads to a reduction in the amount of slag forming agent used in the steelmaking process, but This will not lead to a reduction in the amount of iron used. On the other hand, regarding the S migration into the hot metal in the blast furnace, the coke gasified near the raceway and the S in the liquid combustion are vulcanized into the ore in the shaft section, and below the softened cohesive zone, the S is mainly transferred to the slag metal. It is known that desulfurization occurs through reactions. The S distribution reaction between slag metals is expressed by the following formula. S = (S) ... log (%S) ° / [%S] ° = -6888 / T + 1.152 + lo
gfs+logCs−1/2logPo 2 ... logCs=1.35Ncao+1/2NMgO/NSiO 2 +1/3NAl 2 O 3
-6911/T-1.649... Here, T is temperature (K), fs is the activity coefficient of S in hot metal, and Cs is desulfurization capacity (Sulphide Capacity). Also, Ncao, NSiO 2 , NAl 2 O 3 , NMgO
represents the mole fraction of that component in the slag.
By the way, in actual blast furnace operation, the means for reducing S in hot metal include increasing the hot metal temperature, reducing the amount of S charged, increasing the amount of slag, and adjusting the slag composition, that is, increasing CaO/SiO 2 and decreasing Al 2 O 3 . , an increase in MgO is taken. However, there are restrictions on increasing the hot metal temperature because it leads to an increase in coke ratio and Si content in the hot metal. An increase in the amount of slag will cause an increase in the coke ratio, and if it is increased too much, the amount of residual pig iron slag will increase, and there is a risk of impurity due to unloading. Furthermore, regarding adjustment of the slag composition, in order to maintain stable operation, it is necessary to maintain the difference between the tapping temperature and the melting point of the final slag above a certain value. Here, as a measure to suppress the SiO gas generation reaction as a means for controlling Si in hot metal, it is also effective to reduce the activity σSiO 2 of SiO 2 in the slag. especially,
The area near the raceway is a high temperature, low oxygen partial pressure atmosphere.
In addition, due to the large amount of coke-derived slag, the activity of SiO 2 in the slag, σSiO 2 , is also high, and since this is an area where SiO gas is actively generated, the slag CaO/
Increasing SiO 2 to lower σSiO 2 of SiO 2 in slag and reducing slag viscosity is as follows:
This is an effective means of controlling both the Si concentration in hot metal and the S concentration in hot metal. As mentioned above, as a means of reducing the activity σSiO 2 of SiO 2 in the slag near the raceway, quicklime is added during the coke manufacturing process to increase the activity of SiO 2 in the finished coke.
Attempts have been made to increase the CaO content (Coke Circulation, Vol. 17, 1968, 97
page). When 5 to 10% by weight of limestone is added to a highly fluid coal blend, it is possible to produce high-strength blast furnace coke by reducing the blending ratio of strongly caking coal, but coke productivity is considerably reduced. In addition, erosion of the silica bricks on the walls of coke ovens due to added limestone is a problem. In addition, the sintered ore ratio is 70% by weight or more, and the sintered ore is used in blast furnace operations where fuel is injected from the tuyere.
In order to reduce CaO/SiO 2 to 0.6 to 1.0 and adjust the final slag amount and composition, there have been proposals for a method of injecting limestone powder through the tuyere (Japanese Patent Publication No. 32-2753, Japanese Patent Publication No. 32-2753, 39-28004). According to this method, a large amount of limestone powder can be injected from the tuyere, which is advantageous in reducing the Si and S concentrations in the hot metal.As for the properties of the sintered ore, the drop strength is improved, but the high temperature properties of the sintered ore are That is, reducibility,
This will cause deterioration of the softening and fusion properties, and there is a risk that blast furnace operations will experience irregular unloading. Furthermore, with this method,
Since limestone powder is injected through the tuyeres by gas transport, the cost of drying the powder is high, and since limestone powder is highly hygroscopic, it is prone to clogging pipes, which poses problems in the long term. Stable operation was difficult. Furthermore, although this method is effective as a method for reducing the Si concentration in hot metal, it does not lead to an increase in the Mn concentration in hot metal. This will not lead to a reduction in the amount of ferroalloy used. The present invention was made to solve the conventional problems in blast furnace operating methods aimed at reducing the amount of slag forming agents and ferroalloys used in the steelmaking process, and does not require powder drying. It is possible to inject steel stone powder, Mn ore powder, and slag-forming agent from the tuyere without causing pipe wear or pipe clogging, and obtains a large low-Si and low-S operation effect and Mn enrichment effect under stable loading conditions. The purpose of this study is to provide a method for operating a blast furnace that enables the following. (Means for Solving the Problems) The present invention involves sucking a mixture of iron ore powder, Mn ore powder, and a composite compound or mixed powder of a CsO source and/or MgO source through a blast furnace tuyere as a heavy oil slurry. This is a method of operating a blast furnace. In the present invention, the term "powder" refers to powder having a particle size of 5 mm or less. In the present invention, the reason why Mn ore powder injection was used in combination is as follows. An example of the composition of Mn ore powder is shown in Table 1 below, and as is clear from Table 1, the concentration of iron oxide is high as well as Mn oxide. This Mn
When ore powder is injected through the tuyere, the desiliconization reaction expressed by the following formula due to Mn oxides contained in the Mn ore powder and the desiliconization reaction expressed by the above formula due to iron oxides occur, and the Si in the pig iron volume is reduced. concentration decreases. Si + 2 (MnO) = (SiO 2 ) + 2 Mn ... In addition, the Mn concentration in hot metal can be reduced by the desiliconization reaction using Mn oxide expressed by the above formula and the direct reduction reaction of Mn oxide expressed by the following formula. It will be enriched. (MnO)+C= Mn +CO(g)...
【表】
次に本発明において、鉄鉱石粉、Mn鉱石粉及
びCaO源及び/又はMgO源の複合化合物または
混合粉体よりなる造滓剤の重油スラリーを採用し
た理由を以下に説明する。
まず第1に重油スラリーとすることにより、粉
体の乾燥が不必要になる点で、コスト的に気体輸
送に比べて有利である。第2に配管摩耗の問題が
無くなり、長期的に安定に粉体を供給可能となる
ことである。
一方、高炉操業は昭和40年代、羽口から重油、
タール等の液燃を多量に吹き込むことにより低コ
ークス比、高出銑比操業が指向されてきた。その
後、昭和50年代前半、原油価格の高騰によりエネ
ルギー価格体系が大きく変化し、高炉操業はオー
ルコークス操業が主流となつてきた。しかし、昭
和60年後半より、円高の影響及び産油国の原油価
格引き下げに伴い、再び製鉄工程においてエネル
ギー源として重油を使用しコースク比を下げる方
が、コスト的に有利な状況も現われてきている。
従つて、重油スラリーは高炉操業上以下の点で非
常に有効である。
まず、第1に重油スラリー吸込みによる水素投
入量の上昇は、羽口前温度低下による低Si操業に
対して有効であると共に、シヤフト下部において
水素還元反応が進行するために鉱石類の溶融滴下
性状を好転させる点、および、レースウエイ近傍
のコークス粉量を低下させるため荷下がり安定化
に大きく寄与している。
また、第2点目として、重油スラリー吸込みに
おいては、粉体と共に重油が羽口に吹込まれるた
め、高炉のコークス比低減にも寄与する。
(作用)
本発明方法は、鉄鉱石粉及びMn鉱石粉ととも
に、CaO源及び/又はMgO源との複合化合物ま
たは混合粉体を重油スラリーとして羽口から吹き
込む為、粉体乾燥を必要としないと共に、配管摩
耗や配管の閉塞を起こすことなく羽口からの吹き
込みが可能となる。
(実施例)
以下、本発明方法を添付図面に基づいて説明す
る。
図中1〜4はサービスホツパーであり、例えば
このうちのサービスホツパー1内に貯蔵された鉱
石粉、サービスホツパー2内に貯蔵されたMn鉱
石粉および、サービスホツパー3,4内に貯蔵さ
れた例えば石灰石、蛇紋岩等の造滓剤は、所定の
切出し量に応じて夫々のサービスホツパー下部に
設けられたロータリーフイーダー5,6および
7,8を介してミキシングタンク9内に供給さ
れ、該ミキシングタンク9内で別ライン10より
供給される重油と均一に配合され、所定の濃度の
重油スラリーに調整される。
しかる後ミキシングタンク9下部からスラリー
ポンプ11によつて分配器12に送られて各羽口
13に分配・流送され、吹き込みノズル14を介
して炉内に吹込まれる。図中15は高炉である。
なお、図示省略したが、重油スラリーの吹き込
みノズル14は各羽口13に設置されており、分
配器12は必要に応じて1つ以上複数個、場合に
よつては多段で設置されている。また、サービス
ホツパー1〜4からスラリーポンプ11までの系
統は、1つ以上最大出銑口方位別に出銑口の数ま
で、必要に応じて複数個設置されている。更に図
示省略したが、造滓剤のサービスホツパー3,4
はミキシングタンクー系列に対して、使用する造
滓剤の種類だけ設置されている。
(実施結果)
A高炉(内容積2700m3)における本発明の実施
結果を下記第2表に示す。なお、鉄鉱石粉、Mn
鉱石粉および造滓剤粉は前記第1表に示す組成の
ものを使用した。[Table] Next, in the present invention, the reason why a heavy oil slurry as a slag-forming agent consisting of a composite compound or mixed powder of iron ore powder, Mn ore powder, and a CaO source and/or a MgO source is adopted will be explained. First of all, using a heavy oil slurry eliminates the need to dry the powder, which is advantageous compared to gas transportation in terms of cost. Second, the problem of piping wear is eliminated, and powder can be stably supplied over a long period of time. On the other hand, blast furnace operation began in the 1960s, when heavy oil was removed from the tuyere.
By injecting a large amount of liquid fuel such as tar, efforts have been made to achieve low coke ratio and high iron production ratio operations. Later, in the early 1970s, the energy price system changed significantly due to the soaring price of crude oil, and all-coke operation became the mainstream for blast furnace operations. However, from the latter half of 1985, due to the effects of the strong yen and the reduction of crude oil prices in oil-producing countries, it became once again more advantageous in terms of cost to use heavy oil as an energy source in the steelmaking process and lower the coke ratio. There is.
Therefore, heavy oil slurry is very effective in the following points in terms of blast furnace operation. First of all, increasing the amount of hydrogen input by sucking heavy oil slurry is effective for low-Si operation due to the lower temperature in front of the tuyere, and also reduces the melting and dripping properties of ores because the hydrogen reduction reaction progresses at the bottom of the shaft. In addition, it greatly contributes to stabilizing unloading by reducing the amount of coke powder near the raceway. Second, in sucking the heavy oil slurry, the heavy oil is blown into the tuyere together with the powder, which also contributes to reducing the coke ratio of the blast furnace. (Function) The method of the present invention does not require powder drying because a complex compound or mixed powder of CaO source and/or MgO source is blown into the tuyere as a heavy oil slurry along with iron ore powder and Mn ore powder. Blowing from the tuyeres becomes possible without causing piping wear or piping blockage. (Example) Hereinafter, the method of the present invention will be explained based on the attached drawings. In the figure, 1 to 4 are service hoppers, and for example, ore powder stored in service hopper 1, Mn ore powder stored in service hopper 2, and service hoppers 3 and 4 are stored in service hoppers. The stored slag forming agents such as limestone and serpentine are fed into a mixing tank 9 via rotary feeders 5, 6 and 7, 8 provided at the bottom of each service hopper according to a predetermined cutting amount. It is supplied and mixed uniformly with heavy oil supplied from another line 10 in the mixing tank 9, and adjusted to a heavy oil slurry of a predetermined concentration. Thereafter, the slurry is sent from the lower part of the mixing tank 9 to the distributor 12 by the slurry pump 11, distributed and flowed to each tuyere 13, and blown into the furnace through the blow nozzle 14. 15 in the figure is a blast furnace. Although not shown, a heavy oil slurry blowing nozzle 14 is installed at each tuyere 13, and one or more distributors 12 are installed as necessary, and in some cases, in multiple stages. Further, a plurality of systems from the service hoppers 1 to 4 to the slurry pump 11 are installed as needed, one or more depending on the maximum tap direction and up to the number of tap ports. Furthermore, although not shown, there are service hoppers 3 and 4 for slag forming agent.
are installed for each mixing tank series depending on the type of sludge forming agent used. (Results of implementation) The results of implementation of the present invention in blast furnace A (inner volume 2700 m 3 ) are shown in Table 2 below. In addition, iron ore powder, Mn
The ore powder and slag forming agent powder used had the compositions shown in Table 1 above.
【表】
* 重油スラリー中の粉体量を示す
期間Aでは、従来法により、溶銑中Si濃度の低
減を目的として、気体輸送による高炉羽口からの
鉄鉱石粉吹込みを実施した。この場合の鉄鉱石粉
吹込み量は40Kg/P−Tで、溶銑中Si濃度は0.20
重量%まで低下したが溶銑中S濃度はほぼ横ばい
であり、スリツプ回数も低減されなかつた。ま
た、気体輸送による粉体吹込みのため、配管摩耗
によるトラブルが発生し、月間約4回の輸送停
止、設備補修を実施する必要があつた。
一方期間Bでは、本発明法を適用し、荷下がり
安定下で長期的に溶銑中Si濃度および溶銑中S濃
度を低減させると共に、溶銑中Mn濃度を高くさ
せることを目的として、鉄鉱石粉、Mn鉱石粉お
よび石灰石粉の重油スラリーの高炉羽口吹込みを
実施した。
重油スラリー吸込み量は75Kg/P−Tとし、ス
ラリー中の鉄鉱石粉量は20Kg/P−T、Mn鉱石
粉量は25Kg/P−T、石灰石粉量は15Kg/P−
T、そして、重油の量は25Kg/P−Tに設定し
た。溶銑中Si濃度は0.18重量%まで、溶銑中S濃
度は0.024重量%まで低下し、溶銑中Mn濃度は
0.87重量%まで富化された。また高炉水素投入量
が6.2Kg/P−Tまで上昇したため、高炉内の装
入物荷下がりは安定化し、スリツプ回数は低下し
た。さらに、コークス比の低下にも結びつき、こ
の条件ではエネルギーコスト低減を達成した。ま
た本発明法は重油スラリー輸送を採用したため、
配管摩耗は大幅に軽減され、月1回の高炉定期休
風時に設備点検を実施することにより、稼動時の
設備トラブル発生なしに連続運転が可能であつ
た。
なお本実施例では、造滓剤として石灰石粉のみ
を使用した例を示したが、ドロマイト粉、蛇紋岩
粉等のCaO源及び/又はMgO源を含む複合化合
物または混合物を使用した場合でも同様の効果が
得られた。
(発明の効果)
以上説明したように本発明方法は、鉄鉱石粉及
びMn鉱石粉とともに、CaO源及び/又はMgO源
との複合化合物または混合粉体を重油スラリーと
して羽口から吹き込む為、粉体乾燥を必要としな
いと共に、配管摩耗や配管の閉塞を起こすことな
く羽口からの吹き込みが可能となる。従つて荷下
がり安定下で長期的に低Si濃度、低S濃度、高
Mn濃度の溶銑を製造することが可能となり、製
鋼工程での造滓剤使用量低減および合金使用量低
減に大きな効果を有する。[Table] * Indicates the amount of powder in heavy oil slurry In Period A, iron ore powder was injected from the blast furnace tuyere using gas transport using a conventional method with the aim of reducing the Si concentration in hot metal. In this case, the amount of iron ore powder injected is 40Kg/P-T, and the Si concentration in the hot metal is 0.20.
However, the S concentration in the hot metal remained almost the same, and the number of slips did not decrease. In addition, due to the injection of powder by gas transport, troubles occurred due to piping abrasion, and transportation had to be stopped approximately four times a month and equipment repairs had to be carried out. On the other hand, in period B, the method of the present invention was applied, and iron ore powder, Mn Heavy oil slurry of ore powder and limestone powder was injected into the blast furnace tuyere. The amount of heavy oil slurry sucked is 75Kg/P-T, the amount of iron ore powder in the slurry is 20Kg/P-T, the amount of Mn ore powder is 25Kg/P-T, and the amount of limestone powder is 15Kg/P-T.
T, and the amount of heavy oil was set at 25Kg/P-T. The Si concentration in hot metal decreased to 0.18% by weight, the S concentration in hot metal decreased to 0.024% by weight, and the Mn concentration in hot metal decreased to 0.18% by weight.
Enriched to 0.87% by weight. Furthermore, since the blast furnace hydrogen input amount increased to 6.2 kg/PT, the unloading of the charge in the blast furnace became stable and the number of slips decreased. Furthermore, it led to a reduction in the coke ratio, and under these conditions a reduction in energy costs was achieved. In addition, since the method of the present invention adopts heavy oil slurry transportation,
Piping wear was significantly reduced, and continuous operation was possible without any equipment trouble during operation by inspecting the equipment once a month during the periodic blast furnace air shutdown. Although this example shows an example in which only limestone powder is used as the slag-forming agent, the same effect can be obtained even when a complex compound or mixture containing a CaO source and/or MgO source such as dolomite powder or serpentine powder is used. It worked. (Effects of the Invention) As explained above, the method of the present invention injects iron ore powder, Mn ore powder, and a complex compound or mixed powder with a CaO source and/or MgO source through the tuyere as a heavy oil slurry. There is no need for drying, and it is possible to blow through the tuyeres without causing piping wear or piping blockage. Therefore, under stable loading conditions, low Si concentration, low S concentration, and high
It becomes possible to produce hot metal with a high Mn concentration, which has a great effect on reducing the amount of slag forming agent and alloy used in the steelmaking process.
図面は本発明法を実施するための装置構成を示
す模式図である。
1〜4はサービスホツパー、5〜8はロータリ
ーフイーダー、9はミキシングタンク、10は重
油供給ライン、11はスラリーポンプ、12は分
配器、13は羽口、14は吹き込みノズル、15
は高炉。
The drawing is a schematic diagram showing the configuration of an apparatus for carrying out the method of the present invention. 1 to 4 are service hoppers, 5 to 8 are rotary feeders, 9 is a mixing tank, 10 is a heavy oil supply line, 11 is a slurry pump, 12 is a distributor, 13 is a tuyere, 14 is a blowing nozzle, 15
is a blast furnace.
Claims (1)
MgO源との複合化合物または混合粉体を重油ス
ラリーとして高炉羽口から吹込むことを特徴とす
る高炉操業方法。1 Iron ore powder, Mn ore powder, CaO source and/or
A blast furnace operating method characterized by injecting a composite compound or mixed powder with an MgO source as a heavy oil slurry through the blast furnace tuyere.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP20833586A JPS6362806A (en) | 1986-09-03 | 1986-09-03 | Method for operating blast furnace |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP20833586A JPS6362806A (en) | 1986-09-03 | 1986-09-03 | Method for operating blast furnace |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS6362806A JPS6362806A (en) | 1988-03-19 |
| JPH0442449B2 true JPH0442449B2 (en) | 1992-07-13 |
Family
ID=16554566
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP20833586A Granted JPS6362806A (en) | 1986-09-03 | 1986-09-03 | Method for operating blast furnace |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS6362806A (en) |
-
1986
- 1986-09-03 JP JP20833586A patent/JPS6362806A/en active Granted
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS6362806A (en) | 1988-03-19 |
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