JPS61199010A - 溶融還元製鉄法 - Google Patents

溶融還元製鉄法

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JPS61199010A
JPS61199010A JP3931785A JP3931785A JPS61199010A JP S61199010 A JPS61199010 A JP S61199010A JP 3931785 A JP3931785 A JP 3931785A JP 3931785 A JP3931785 A JP 3931785A JP S61199010 A JPS61199010 A JP S61199010A
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molten iron
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隆 藤井
Hideo Nakamura
英夫 中村
Yoshihiko Kawai
河井 良彦
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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
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/14Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces
    • C21B13/143Injection of partially reduced ore into a molten bath
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
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    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
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Abstract

(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。

Description

【発明の詳細な説明】 [産業上の利用分野] この発明は、鉄鉱石、石炭、石灰及び酸素ガスを炉底の
羽口又は炉体上部から精錬炉内の溶銑中に吹き込み又は
添加して溶銑を得る溶!1!還元製鉄法に関する。
[従来の技術] 溶融還元製鉄法は、高炉製銑法に代るものであり、高炉
製銑法においては高炉の建設費が高く、広大な敷地が必
要であるという高炉製銑法の欠点を解消すべく、近年に
至り開発されたものである。
この溶融還元製鉄法においては、精錬炉内の溶銑中に、
炉底に設けた羽口から予備還元鉱石又は生鉱石並びに粉
末状の石炭及び石灰を吹き込むか又は炉上部から添加し
、更に別の羽口から酸素ガスを溶銑中に吹き込むか又は
それと同時に炉頭部から炉内に挿入されたランスを介し
て溶銑に酸素ガスを吹き付ける。そうすると、石炭が溶
銑中に溶解するとともに、石炭の炭素が酸素ガスによっ
て酸化される。そして、この酸化熱によって鉱石が溶融
するとともに、鉱石が石炭中の炭素によって還元される
。溶銑から発生するCOガスは過剰に吹込まれる酸素ガ
スにより2次燃焼されてCO2ガスになる。このCO2
ガスの顕熱は、溶銑上を覆っているフォーミング状の鉄
粒及びスラグに伝達され、次いで、溶銑に戻される。
[この発明が解決しようとする問題点]しかし、この従
来の溶融還元製鉄法においては、高炉製銑法により製造
された溶銑に比較して、溶銑内の硫黄(S)11度が高
いという欠点がある。
例えば、高炉溶銑のS濃度が0.03%であるのに対し
、溶融還元製鉄法により製造された溶銑の組成は、下記
第1表に示す如くである。
第1表 但し、単位は重量%であり、tr、は微量を意味する。
このように、溶融還元製鉄法においては、溶銑の硫黄濃
度が0.15%と高いので、この溶銑を製鋼工場の転炉
で精錬する前に脱硫処理する必要がある。このため、従
来、この溶銑を溶融還元炉から転炉まで運搬する取鋼又
はトーピードカー等の運搬容器中で、溶銑の脱硫処理が
なされている。しかし、この脱硫処理においては、脱硫
ステーションの建設費が高いという問題の他に、脱硫処
理により、溶銑運搬容器内の耐火物が溶損し、耐火物青
白が短いという欠点があり、更に、脱硫処理のために、
時間的ロスがあるとともに、溶銑温度が低下してしまう
E問題点を解決するための手段] この発明は、特別の脱硫ステーションを設置する必要が
なく、脱硫処理のための時間的ロスが生じることなく、
溶銑温度の低下が回避された溶融還元製鉄法を提供する
ことを目的とする。
この発明に係る溶融還元製鉄法は、精錬炉内の溶銑中に
その炉下部に設けた羽口を介し又は炉上部から鉱石、石
炭、石灰及び酸素ガスを溶銑に向けて添加し又は吹き込
んで鉱石を還元精錬する溶融還元製鉄法において、還元
精錬が終了した後、炉下部の羽口を介して、脱硫フラッ
クスをキャリアガスにキャリアさせて炉内の溶銑中に吹
き込み、溶銑を脱硫することを特徴とする。
溶融還元製鉄法においては、鉄鉱石等及び酸素ガスの吹
き込みによる還元精錬を約50分間継続した後、溶銑を
鎮静化し、次いで出銑するため。
約10分間この原料装入を停止する。そして、羽口3,
4からは溶銑の浸入を防止する程度のガスを流しておき
、この鎮静化が終了した後、溶銑を出銑する。この発明
においては、溶銑鎮静化のための時間を利用し、炉下部
の羽口を介して脱硫フラックスを溶銑内に吹き込み、溶
銑を脱硫するものである。これにより、炉外での脱硫処
理が不要になる。
[実施例] 以下、添附の図面に基いて、この発明の実施例について
説明する。第1図は、この発明の実施例に係る方法の操
業状態を示すグラフ図、第2図はその方法に使用される
精錬炉1を示す。この精錬炉1は、上吹転炉とほぼ同様
の構造を有しているが、炉底に羽口3,4が設けられて
いて炉底から鉄鉱石屋−びガスなどを炉内に吹き込むこ
とができる点が上吹転炉と異なる。
この精錬炉1の炉体2は、その炉頂が開口しており、炉
底には、多数の羽口3.4が設置されている。羽口3,
4は、例えば、炉底の中心を中心とする4個の同心円上
に夫々複数個配設されている。
羽口3からは、粉末状の鉄鉱石、石炭及び石灰が、プロ
セスガスをキャリアガスとして炉内に供給される。この
鉄鉱石は、還元炉において予備還元されたもの又は生の
ままの鉱石である。また、プロセスガスは、工場内にて
生成するガスであるが、精錬炉1にて排出されるガス及
び還元炉における排ガスなどを使用することができる。
羽口3のうち、石炭及び石灰用の羽口は、窒素ガス又は
アルゴンガスなどのキャリアガスの供給源にも連結する
ことが可能である。このガス供給源と羽口3との間を連
結するパイプ(図示せず)には、脱硫フラックスを貯留
したホッパ(図示せず)が配設されている。これにより
、この羽口3を介して脱硫フラックスをキャリアガスに
キャリアさせてン容銑10内に吹き込むことができる。
脱硫フラックスは、通常、脱硫処理に使用されているフ
ラックスを使用することができる。一方、羽口4からは
、酸素ガスが炉内に供給される。炉体2の上部には、操
業終了時に炉内のm漬を排出するための出湯口5が設け
られており、下部には溶銑を出;易するための出銑口6
が設けられている。出銑口6からは、バルブ7を開にす
ることにより、溶銑が出湯され、出湯口5からは、炉体
2を傾動することにより、溶湯が排出される。炉内の溶
銑10上には、フォーミング状のスラグ11が存在し、
このスラグ11における溶銑10の近傍の領域には2次
燃煉帯12が形成される。
炉体2の内径は、例えば、7mであり、炉内には、約5
00トンの溶銑が挿入され、溶銑1トン当り250都の
スラグが形成される。炉内には、周囲を耐火物で被覆し
たランス8がその下部をスラグ11内に浸漬させて挿入
されている。このランス8には、酸素ガスが供給され、
その下端の吐出口から酸素ガスが溶銑10に向けて吐出
される。このランス8は、炉の中心部にその長手方向を
鉛直にして設置される。
このように構成される装置を使用して、鉱石を溶融還元
する場合は、先ず、第1図に示すように、種湯として、
約300トンの溶銑を精錬炉1内に挿入する。次いで、
羽口4を介して酸素ガスを60000乃至7000ON
m3//時の流量で炉内に供給し、溶銑10内に酸素ガ
スを吹ぎ込む。そして、粒径が0.511rlR以下に
なるように破砕された鉄鉱石を、288トン/時(4,
8i−27分)の速度で、プロセスガスをキャリアガス
として羽口3を介して溶銑10内に吹き込む。この粉状
の鉄鉱石の供給と同時に、粉状の生石灰及び石炭を夫々
1時間当り23.4トン及び165トンの速度(夫々、
毎分0.39トン及び2.75トン)で、プロセスガス
をキャリアガスとして羽口3を介して溶銑10に吹き込
む。一方、ランス8を介して酸素ガスを約4800ON
m3/時の速度で溶銑に向けて噴出させる。
そうすると、石炭は溶銑10内に溶解し、酸素ガスによ
って酸化され、COガスが発生する。鉄鉱石は溶解した
炭素によって還元され、溶銑10の量がしだいに増大す
るとともにCOガスが発生する。
このようにして発生したCOガスはランス8から吹き込
まれている酸素ガスによって2次燃焼され、CO2ガス
が発生する。このCO2ガスは極めて大きな顕熱を有し
ており、このCO2ガスが溶銑上のフォーミング状スラ
グを通過して上昇する間に、その顕熱が鉄粒及びスラグ
粒に伝達される。
このような鉄粒及びスラグ粒は対流していてこれらが溶
銑10に戻ることにより、CO2ガスの顕熱が溶銑10
に返還される。
このようにして、鉄鉱石を精錬することにより、精錬炉
1内の溶銑10は1時間で約500)−ンに増加する。
そうすると、酸素ガス及び鉄鉱石等の吹き込みを停止し
、石炭及び石灰用の羽口3を介して、脱硫フラックスを
窒素ガス又はアルゴンガスにキャリアさせて、溶銑10
内に吹き込む。この脱硫フラックスの吹き込み及び溶銑
の鎮静化が終了した後、バルブ7を開にして、出銑口6
から溶銑を約200トン出銑する。この出銑が終了した
後、酸素ガス及び鉄鉱石の吹き込みを再開し、精錬を再
度開始する。このような操作を繰返し、例えば、200
時間に亘り鉄鉱石を連続II錬する。精錬終了後、炉体
2を傾動させて、出湯口5から残存している溶銑10を
排出する。
次に、この発明方法により、1時間当り200トンの溶
銑を生産した場合の実施例について説明する。先ず、新
炉のスタート時の第1の実施例について説明する。
第2表は、溶銑脱硫処理前後の溶銑組成を示し、第3表
は同じくそのスラグ組成を示す。また、第4表はCaO
/S i 02比及び硫黄分配比を示す。
第2表 第3表 第4表 但し、第2表及び第3表において、単位は重量%であり
、tr、は微口を意味する。1l12硫処理前及び処理
後の溶銑温度は夫々1500’C及び1496°Cであ
り、温度低下はほとんど起きていない。スラグ−は、処
理前が122.6トンであり、処理後が130トンであ
る。
斬炉のスタート時においては、種湯として、溶銑を31
5トン炉内に装入し、鉄鉱石等及び酸素ガスを溶銑に吹
き込んで還元精錬し、溶銑を515トン溶製する。次い
で、この溶銑に対し、粉状の脱硫フラックスをキャリア
ガスにキャリアさせて溶銑に吹き込み、溶銑を1l12
′6Nする。脱硫フラックスはCaOを主体とする粉体
である。7.3トンの1152硫フランクスを、石炭と
生石灰の合計吹込み速度を3.15トン/分にして、2
.3分で吹込んだ。
この第1実施例においては、脱硫処理前の硫黄濃度[S
]+が0.15%、脱硫処理後の硫黄濃度[S]Fが0
.02%であり、従って、その脱硫効率は約80%であ
る。脱硫フラックスを粉体インジェクション法により、
溶銑に添加する場合は、脱硫フラックスと溶銑との混合
攪拌が強いので、脱硫速度はCaO中のSの拡散律速と
考えられる。この場合は、下記(1)式が成立する。
[S コ  I−[8]F=  β M       
      ・・・ ・・・ (1)但し、βは定数で
、脱硫フラックスが生石灰であるときは、0.0217
であり、Mはこの生石灰の添加原単位(溶銑1トン当り
の量[A1ff])である。従って、この式から、51
5トンの溶銑の硫黄濃度を0.15%から0.02%に
脱硫するのに必要な脱硫フラックスの量は、7.31〜
ン(溶銑515トン)になり、この値は実操業における
値とよく一致する。
この発明によれば、鎮静化のための時間の前半の2.3
分を使用して脱硫処理することができ、次いで、残りの
時間を使用して溶銑を更に鎮静化するとともに、約5分
間で溶銑を出銑する。ちなみに、トーピードカーにて、
溶銑に1112ttiフラツクスを吹き込む場合は、ラ
ンス1本当り、最大でも約1507(g/分であるので
、この発明における脱硫処理においては、トーピード脱
硫の約20倍の処理能力を有していることになる。なお
、石灰及び石炭吹き込み用の羽口3の他に、鉄鉱石吹き
込み用の羽口3を使用して脱硫フラックスを溶銑に添加
してもよい。これにより、脱硫時間を一層短縮すること
ができる。
次に、この発明の第2の実施例について説明する。この
第2の実施例は、定常操業の場合、つまり200トンの
出銑を繰り返している場合のものである。第5表は、溶
銑脱硫処理前後の溶銑組成を示し、第6表は同じくその
スラグ組成を示す。
また、第7表はCaO/S i 02比及び硫黄分配比
を示す。
第5表 第7表 CaO/S i 021 (S) / [S] 1ニー
、−−−一−1,−−−−一一、−−一−斗−、、、、
−、、−−−−−−1□、処理後1    1.48 
  ・   50.5  1脱硫処理前及び処理後の溶
銑温度は夫々1500℃及び1496℃であり、1度低
下はほとんど起ぎていない。スラブ量は、処理前が47
.6t−ンであり、処理後が50.5トンである。
前回の出銑後、炉内に残留する溶銑は315トンであり
、この溶銑の硫黄濃度[S]は0.02%である。そし
て、この溶銑を種湯として還元精錬することにより、5
0分間で515トンの溶銑が得られる。このようにして
得られた溶銑の硫黄1[は0.07%であり、脱硫処理
後の硫黄濃度は0.02%である。この脱硫処理におい
て必要な脱硫フラックスの量は、515トンの溶銑に対
し367トンであった。この値も前記(1)式により得
られる値とよく一致する。また、脱硫フラックスの吹き
込み速度は3.15トン/分であるから、吹き込み時間
は1.2分となる。従って、溶銑中への鉄鉱石等及び酸
素ガスの吹き込みを停止している時間(10分)のうち
、脱硫処理に1.2分、鎮静化に3.8分、及び出銑に
5分費やされることになる。
[発明の効果] この発明によれば、溶融還元炉内において、出銑に先立
つ溶銑鎮静化のための時間を利用して溶銑を脱硫する。
従って、炉外での脱硫が不要であるので、高コストの脱
硫ステーションを建設する必要がない他、時間的ロス及
び溶銑の温度低下を回避することができる。このため、
製銑プロセス及び製鋼プロセスの整合性を高めることが
可能になる。
【図面の簡単な説明】
第1図は、この発明の実施例に係る方法の操業状態を示
すグラフ図、第2図はその実施に使用する装置の断面図
である。

Claims (1)

    【特許請求の範囲】
  1. 精錬炉内の溶銑中にその炉下部に設けた羽口を介し又は
    炉上部から鉱石、石炭、石灰及び酸素ガスを溶銑に向け
    て添加し又は吹き込んで鉱石を還元精錬する溶融還元製
    鉄法において、還元精錬が終了した後、炉下部の羽口を
    介して、脱硫フラックスをキャリアガスにキャリアさせ
    て炉内の溶銑中に吹き込み、溶銑を脱硫することを特徴
    とする溶融還元製鉄法。
JP3931785A 1985-02-28 1985-02-28 溶融還元製鉄法 Granted JPS61199010A (ja)

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JPS646242B2 JPS646242B2 (ja) 1989-02-02

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Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AT390804B (de) * 1988-09-27 1990-07-10 Voest Alpine Ind Anlagen Verfahren zum kontinuierlichen schmelzen von schrott und/oder roheisen sowie vorrichtung zur durchfuehrung dieses verfahrens
JP2001158906A (ja) * 1999-09-27 2001-06-12 Technological Resources Pty Ltd 直接製錬法

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AT390804B (de) * 1988-09-27 1990-07-10 Voest Alpine Ind Anlagen Verfahren zum kontinuierlichen schmelzen von schrott und/oder roheisen sowie vorrichtung zur durchfuehrung dieses verfahrens
JP2001158906A (ja) * 1999-09-27 2001-06-12 Technological Resources Pty Ltd 直接製錬法

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