CN112899430A - 一种提高转炉内能量利用效率的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种提高转炉内能量利用效率的方法，属于转炉炼钢生产领域。本发明包括以下步骤：转炉冶炼时采用全留渣操作，留渣量为30～60kg/吨钢；转炉吹炼过程中根据入炉铁水中硅含量的不同，当铁水中w[Si]≤0.3％时，采用单渣法冶炼；当铁水中0.3％＜w[Si]时，采用双渣法冶炼；转炉吹炼结束后出钢，控制转炉的终渣二元碱度为2.0～2.5，钢水的出钢温度为1580℃～1610℃，出钢结束后向转炉内加入改质剂进行改质处理；改质处理后进行溅渣护炉，并留全渣循环至下一炉。本发明针对现有转炉炼钢工艺中转炉能量利用效率不高的问题，通过采用炉渣分阶段控制工艺，使得炉渣在满足溅渣护炉的同时进一步利用炉渣热量，提高转炉内的能量利用效率。
Description
技术领域
本发明涉及转炉炼钢技术领域，更具体地说，涉及一种提高转炉内能量利用效率的方法。
背景技术
转炉炼钢工艺具有经济、高效的优点，是我国主要的炼钢方式之一，其粗钢产量约占我 国总粗钢产量的90％以上。转炉炼钢工艺拥有大量的铁水物理热和化学热，然而目前我国转 炉炼钢过程中能量利用效率仅为80％左右，有相当一部分能量被炉渣和炉气等所带走，造成 了较大的能量浪费。
近些年来，随着国家对能源以及环境保护的日益重视，为了降低生产成本和减少对环境 的污染，国内许多钢铁企业开始采用少渣冶炼工艺。目前主要采用两种少渣冶炼工艺，一种 是转炉双联工艺，如日本专利JPS63195210A和中国专利CN102443675A，均采用两座转炉进 行冶炼，一座转炉用于脱磷，一座转炉用于脱碳，该工艺可以在生产低磷钢的同时降低渣量， 但是该方法需要将脱磷后铁水倒入脱碳炉，造成了较大热量损失，转炉能量利用效率不高。 另一种少渣冶炼工艺为采用同一座转炉同时进行脱磷和脱碳，即“双渣+留渣”冶炼工艺，如 中国专利CN102618689和CN103243192A，该工艺不需要多倒一次铁水，只需在脱磷阶段结 束后进行排渣操作，在减少大量热量损失的同时，也减少了渣量，但是当铁水中硅含量较低 时，转炉脱磷期产生的渣量较少，造成排渣困难，延长了排渣时间，增大了热量损失。上述 两种工艺为了满足转炉脱磷和溅渣护炉的要求，其终渣碱度均较高(通常碱度为3.5-4.5)，限 制了转炉渣量的进一步降低；同时由于脱碳渣的大部分热量在溅渣过程中被氮气消耗，未能 得到充分利用，限制了转炉能量利用效率的提高。
可见，现有的专利主要通过降低转炉渣量来提高转炉热量利用效率，脱磷和溅渣护炉对 碱度要求，限制了渣量的降低，并且脱碳渣的大部分热量未能得到利用，因此急需设计一种 提高转炉内能量利用效率的方法，在炉渣在满足溅渣护炉的同时进一步利用炉渣热量，提高 转炉的能量利用效率。
发明内容
1.发明要解决的技术问题
本发明针对现有转炉炼钢工艺中转炉能量利用效率不高的问题，提供一种提高转炉内能 量利用效率的方法，通过采用炉渣分阶段控制工艺，使得炉渣在满足溅渣护炉的同时进一步 利用炉渣热量，提高转炉内的能量利用效率。
2.技术方案
为达到上述目的，本发明提供的技术方案为：
本发明的一种提高转炉内能量利用效率的方法，包括以下步骤：
S1：转炉金属原料包括重量百分比20％～30％废钢和70％～80％铁水；其中转炉冶炼时 采用全留渣操作，留渣量为30～60kg/吨钢；
S2：转炉吹炼过程中根据入炉铁水中硅含量的不同，采用不同冶炼方式，当铁水中w[Si] ≤0.3％时，采用单渣法冶炼；当铁水中0.3％＜w[Si]时，采用双渣法冶炼；
S3：转炉吹炼结束后出钢，控制转炉的终渣二元碱度为2.0～2.5，钢水的出钢温度为 1580℃～1610℃，出钢结束后向转炉内加入改质剂进行改质处理；
S4：改质处理后进行溅渣护炉，并留全渣循环至下一炉。
更进一步地，步骤S2采用单渣法进行冶炼时，控制石灰的加入量为10kg/t～20kg/t钢， 镁球的加入量为1kg/t～4kg/t钢，铁氧化物的加入量为15kg/t～30kg/t钢。
更进一步地，步骤S2采用双渣法进行冶炼时，脱硅脱磷期的供氧量为总供氧量的10％～ 25％，脱硅脱磷期控制石灰加入量为3kg/t～10kg/t钢；脱硅脱磷期结束后进行排渣，控制排 渣率≥50％。
更进一步地，脱碳期的供氧量为总供氧量的75％～90％，控制石灰加入量为8kg/t～18kg/t 钢，镁球加入量为1kg/t～4kg/t钢，铁氧化物加入量为10kg/t～35kg/t钢。
更进一步地，吹炼过程中供氧强度控制为3.0Nm3/min/t～3.5Nm3/min/t钢，炉渣中MgO 质量百分含量为2％～5％。
更进一步地，S3步骤中加入的改质剂为生白云石，改质剂的加入量为3kg/t～8kg/t钢。
更进一步地，铁氧化物为氧化铁皮、矿石或烧结矿中的一种或多种，其中FeO含量≥90％。
更进一步地，脱硅脱磷期的炉渣碱度为1.0～1.5，熔池温度为1350℃～1410℃。
更进一步地，改质后转炉渣二元碱度为2.8～3.5，转炉渣中MgO的质量百分含量为7％～ 11％，FeO含量百分含量为15％～22％。
3.有益效果
采用本发明提供的技术方案，与现有技术相比，具有如下有益效果：
(1)本发明的一种提高转炉内能量利用效率的方法，现有技术中的一般控制转炉的终渣 二元碱度在3.5～4.5之间，碱度越低渣量越少，碱度在2～2.5的时候，有利于后续改质过程 中硅酸钙固溶体的析出，同时将出钢温度控制在较低的范围内(现有技术中出钢温度通常是 1630℃～1680℃之间)，低碱度低温的情况下，能够促进固溶体的析出，从而提高脱磷能力， 转炉的脱磷能力在第一阶段转炉吹炼的过程中就实现了，后面只需要满足溅渣护炉的要求即 可，后面第二阶段对炉渣进行改质处理，通常惯性思维认为高碱度的炉渣脱磷效果较好，才 能满足溅渣护炉的要求，而本发明打破这一惯性思维，采用低碱度的炉渣，但是由于后续改 质处理过程中硅酸二钙固溶体在低温情况下不易分解，脱磷能力较好，且低温对炉渣的影响 较小，较容易后续满足溅渣护炉的要求。本发明采用炉渣分阶段控制工艺，在转炉吹炼阶段 采用中低碱度炉渣脱磷，吹炼结束后通过改质处理使炉渣在满足溅渣护炉的同时，进一步利 用炉渣热量，提高转炉能量利用效率。
(2)本发明的一种提高转炉内能量利用效率的方法，转炉吹炼结束后出钢，控制转炉的 终渣二元碱度为2.0～2.5，钢水的出钢温度为80℃～1610℃，出钢结束后向转炉内加入改质 剂进行改质处理，对炉渣进行改质处理，钢水的出钢温度为1602℃。改质剂白云石的组成是 氧化钙和氧化镁，氧化钙分解吸热后与铁水中的硅形成2CaO·SiO2，而2CaO·SiO2能够与 脱磷产物CaO·P2O5在很宽的成分范围内形成固溶体，2CaO·SiO2固体颗粒能富集液相炉渣 中的磷，降低了液相炉渣中磷的含量，加快脱磷反应进行，提高转炉冶炼过程中的脱磷效率， 而氧化镁在满足溅渣护炉的要求的同时，还能进行吸热反应，将原本脱碳渣在溅渣过程中被 氮气消耗的大部分热量基本上吸收，不易造成能量损失浪费，提高了能量利用率。
(3)本发明的一种提高转炉内能量利用效率的方法，通过对转炉炉渣进行分阶段控制， 有效提高了转炉能量利用效率，使得转炉能量利用效率提高到≥85％。
(4)本发明的一种提高转炉内能量利用效率的方法，可以有效提高废钢比，降低企业生 产成本和气体排放。
(5)本发明的一种提高转炉内能量利用效率的方法，通过降低转炉终渣碱度，可以有效 降低渣量排放，可以降低原辅料消耗，节约资源，排放炉渣为低碱度渣，促进了炉渣的综合 再利用。
具体实施方式
为进一步了解本发明的内容，下面结合实施例对本发明作进一步的描述。
实施例1
本实施例的一种提高转炉内能量利用效率的方法，实验在70吨转炉上进行，实验过程具 体步骤如下：
S1：上一炉溅渣结束后留全渣，留渣量为45kg/t钢；向转炉内加入金属原料，控制废钢质 量百分比为22％，兑入铁水质量百分比为78％(具体见表1)；
S2：转炉吹炼过程中，根据入炉铁水中硅含量的不同，采用不同冶炼方式，当铁水中w[Si] ≤0.3％时，采用单渣法冶炼；当铁水中0.3％＜w[Si]时，采用双渣法冶炼。现有技术中通常采 用单渣法进行冶炼，而本实施例中通过铁水中硅含量的不同来区分进行单渣法或双渣法冶炼， 也是为了后续将转炉终渣碱度控制在2～2.5的范围内，当硅含量少的时候，炉渣含量较少， 没必要使用双渣法，且在双渣法倒渣过程中还易造成热量损失，造成不经济的问题，在硅含 量较高时，采用单渣法易得到碱度较高的转炉终渣，无法进一步降低转炉终渣的碱度，限制 了转炉渣量的进一步降低。而本实施例在后续的炉渣改质过程中对于双渣法中的热量损失进 行了收集处理，解决了能量损耗问题。
步骤S2采用单渣法进行冶炼时，控制石灰的加入量为10kg/t～20kg/t钢，镁球的加入量为 1kg/t～4kg/t钢，铁氧化物的加入量为15kg/t～30kg/t钢。采用双渣法进行冶炼时，脱硅脱磷期 的供氧量为总供氧量的10％～25％，脱硅脱磷期控制石灰加入量为3kg/t～10kg/t钢，其中脱硅 脱磷期的炉渣碱度为1.0～1.5，由于炉渣碱度太低，脱磷效果不好，碱度太高，炉渣难以排出， 因此需要将脱硅脱磷期的炉渣碱度控制在1.0～1.5范围内，既能保证较好的脱磷效果，还能够 保证炉渣的顺利排出。本实施例中熔池温度为1350℃～1410℃，脱硅脱磷期结束后进行排渣， 控制排渣率≥50％，对于排渣率的控制是为了控制终渣碱度，排渣率太大，渣量大；排渣率 太小，排渣困难，因此排渣率需要控制在50％以上，最好是小于80％。脱碳期的供氧量为总 供氧量的75％～90％，控制石灰加入量为8kg/t～18kg/t钢，镁球加入量为1kg/t～4kg/t钢，铁氧 化物加入量为10kg/t～35kg/t钢。其中吹炼过程中供氧强度控制为3.0Nm3/min/t～3.5Nm3/min/t 钢，炉渣中MgO质量百分含量为2％～5％。其中铁氧化物为氧化铁皮、矿石或烧结矿中的一 种或多种，其中FeO含量≥90％。
具体地，由于本实施例的铁水中的w[Si]＝0.18％≤0.3％，因此采用单渣法进行冶炼，其 中铁水中硅含量见表1。在转炉单渣法冶炼过程中，石灰加入量为15.6kg/t钢，镁球加入量为 2.2kg/t钢，铁氧化物的加入量为22.3kg/t钢，供氧强度控制为3.2Nm3/min/吨钢，控制转炉终 渣碱度为2.2；转炉终渣二元碱度为2.2，炉渣中MgO质量百分含量为3.3％，具体加入控制参 数见表2和3。
S3：转炉吹炼结束后出钢，控制转炉的终渣二元碱度为2.0～2.5，钢水的出钢温度为80℃～ 1610℃，出钢结束后向转炉内加入改质剂进行改质处理，其中改质剂为生白云石，改质剂的 加入量为3kg/t～8kg/t钢。具体地，如表2所示，本实施例中转炉吹炼结束后出钢，出钢结束后 向转炉内加入白云石4.1kg/t钢，对炉渣进行改质处理，钢水的出钢温度为1602℃。白云石的 组成是氧化钙和氧化镁，氧化钙分解吸热后与铁水中的硅形成2CaO·SiO2，而2CaO·SiO2能够与脱磷产物CaO·P2O5在很宽的成分范围内形成固溶体，2CaO·SiO2固体颗粒能富集液 相炉渣中的磷，降低了液相炉渣中磷的含量，加快脱磷反应进行，提高转炉冶炼过程中的脱 磷效率，而氧化镁在满足溅渣护炉的要求的同时，还能进行吸热反应，将原本脱碳渣在溅渣 过程中被氮气消耗的大部分热量基本上吸收，不易造成能量损失浪费，提高了能量利用率。
现有技术中的一般控制转炉的终渣二元碱度在3.5～4.5之间，碱度越低渣量越少，碱度在 2～2.5的时候，有利于后续改质过程中硅酸钙固溶体的析出，同时将出钢温度控制在较低的 范围内(现有技术中出钢温度通常是1630℃～1680℃之间)，低碱度低温的情况下，能够促进 固溶体的析出，从而提高脱磷能力，转炉的脱磷能力在第一阶段转炉吹炼的过程中就实现了， 后面只需要满足溅渣护炉的要求即可，后面第二阶段对炉渣进行改质处理，通常惯性思维认 为高碱度的炉渣脱磷效果较好，才能满足溅渣护炉的要求，而本发明打破这一惯性思维，采 用低碱度的炉渣，但是由于后续改质处理过程中硅酸二钙固溶体在低温情况下不易分解，脱 磷能力较好，且低温对炉渣的影响较小，较容易后续满足溅渣护炉的要求。本发明采用炉渣 分阶段控制工艺，在转炉吹炼阶段采用中低碱度炉渣脱磷，吹炼结束后通过改质处理使炉渣 在满足溅渣护炉的同时，进一步利用炉渣热量，提高转炉能量利用效率。
S4：改质处理后进行溅渣护炉，并留全渣循环至下一炉。改质后转炉渣二元碱度为2.8～ 3.5，转炉渣中MgO的质量百分含量为7％～11％，FeO含量百分含量为15％～22％。
本实施例相比于比较例1(传统单渣工艺)和比较例2(“双渣+留渣”工艺)，如表3所示， 本实施例中废钢比为22wt％，留渣量45kg/t，转炉终点磷含量为0.021wt％，转炉终点磷含量基 本相同，其优势主要体现在降低了转炉石灰消耗、镁球消耗、钢铁料消耗，提高了转炉废钢 比、矿石使用量以及转炉内能量利用效率，其中石灰消耗分别下降了22.2kg/t钢和11.6kg/t钢， 镁球消耗分别下降了5.7kg/t钢和4.6kg/t钢，钢铁料消耗分别下降了15kg/t钢和7kg/t钢，废钢比 分别提高了9％和7％，氧化铁皮加入量分别提高了6.9kg/t钢和4.1kg/t，转炉能量利用效率分 别提高了5.8％和5％。本实施例中通过对转炉炉渣进行分阶段控制，有效提高了转炉能量利用 效率，使得转炉能量利用效率提高到85％以上，可以有效提高废钢比，降低企业生产成本和 气体排放。同时通过降低转炉终渣碱度，可以有效降低渣量排放，可以降低原辅料消耗，节 约资源，由于排放炉渣为低碱度渣，促进了炉渣的综合再利用。
表1转炉冶炼炉次金属料条件
表2转炉吹炼工艺参数
表3转炉冶炼指标
实施例2
本实施例的一种提高转炉内能量利用效率的方法，基本与实施例1保持一致，更进一步 地，实验过程具体步骤如下：
S1：上一炉溅渣结束后留全渣，留渣量为39kg/t钢，向转炉内加入金属料，控制废钢质 量百分比为25％，兑入铁水质量百分比为75％(具体见表1)。
S2：转炉吹炼过程中，根据入炉铁水中硅含量确定冶炼工艺，由于本实施例的铁水中 的w[Si]＝0.24％≤0.3％，因此采用单渣法进行冶炼，硅含量见表1。
具体地，本实施例中转炉单渣法冶炼过程中，石灰加入量为17.1kg/t钢，镁球加入量 为2.7kg/t钢，氧化铁皮加入量为26.4kg/t钢，供氧强度控制为3.1Nm3/min/吨钢，控制转炉终渣碱度为2.4；具体加入控制参数见表2和表3。
S3：转炉吹炼结束后出钢，出钢结束后向转炉内加入改质剂白云石，改质剂的加入量 为4.8kg/t钢，对炉渣进行改质处理，加入量见表2；
S4：改质处理后进行溅渣护炉，并留全渣循环至下一炉。
本实施例相比于比较例1(传统单渣工艺)和比较例2(“双渣+留渣”工艺)，转炉终点磷含量基本相同，其优势主要体现在降低了转炉石灰消耗、镁球消耗、钢铁料消耗，提 高了转炉废钢比、矿石使用量以及转炉内能量利用效率，其中石灰消耗分别下降了20.8kg/t钢和10.1kg/t钢，镁球消耗分别下降了5.2kg/t钢和4.1kg/t钢，钢铁料消耗分别下降了13kg/t 钢和5kg/t钢，废钢比分别提高了12％和10％，矿石加入量分别提高了11kg/t钢和8.2kg/t， 转炉能量利用效率分别提高了6.1％和5.3％。
实施例3
本实施例的一种提高转炉内能量利用效率的方法，基本与实施例1保持一致，更进一步 地，实验过程具体步骤如下：
S1：上一炉溅渣结束后留全渣，留渣量为53kg/t钢，向转炉内加入金属料，控制废钢质 量百分比为28％，兑入铁水质量百分比为72％(具体见表1)。
S2：转炉吹炼过程中，根据入炉铁水中硅含量确定冶炼工艺，由于本实施例的铁水中 的w[Si]＝0.45％>0.3％，因此采用双渣法进行冶炼，硅含量见表1.
具体地，本实施例中转炉双渣法冶炼过程中，脱硅脱磷期：石灰加入量为4.2kg/t钢， 供氧强度控制为3.0Nm3/min/吨钢，供氧量达到21％时，脱硅脱磷期结束并进行排渣，控制 排渣率为57％，具体加入控制参数见表2。排渣结束后进入脱碳期吹炼，控制石灰加入量为 12.5kg/t钢，镁球加入量为3.2kg/t钢，烧结矿加入量为28.4kg/t钢，供氧强度控制为3.2Nm3/min/吨钢，控制转炉终渣碱度为2.5，具体加入控制参数见表2和表3。
S3：脱碳期吹炼结束后出钢，出钢结束后向转炉内加入改质剂白云石，改质剂的加入 量为3.9kg/t钢，对炉渣进行改质处理，加入量见表2。
S4：改质处理后进行溅渣护炉，并留全渣循环至下一炉。
本实施例相比于比较例1(传统单渣工艺)和比较例2(“双渣+留渣”工艺)， 转炉终点磷含量基本相同，其优势主要体现在降低了转炉石灰消耗、镁球消耗、钢铁料 消耗，提高了转炉废钢比、矿石使用量以及转炉内能量利用效率，其中石灰消耗分别下 降了21.1kg/t钢和10.5kg/t钢，镁球消耗分别下降了4.7kg//t钢和3.6kg//t钢，钢铁料消 耗分别下降了14kg/t钢和6kg/t钢，废钢比分别提高了15％和13％，烧结矿加入量分别 提高了13kg/t钢和10.2kg/t，转炉能量利用效率分别提高了6.5％和5.7％。
实施例4
本实施例的一种提高转炉内能量利用效率的方法，基本与实施例1保持一致，更进一步 地，实验过程具体步骤如下：
S1：上一炉溅渣结束后留全渣，留渣量为48kg/t钢，向转炉内加入金属料，控制废钢质 量百分比为26％，兑入铁水质量百分比为74％(具体见表1)。
S2：转炉吹炼过程中，根据入炉铁水中硅含量确定冶炼工艺，由于本实施例的铁水中 的w[Si]＝0.67％>0.3％，因此采用双渣法进行冶炼，硅含量见表1。
具体地，本实施例中转炉双渣法冶炼过程中，脱硅脱磷期：石灰加入量为5.9kg/t钢， 供氧强度控制为3.1Nm3/min/吨钢，供氧量达到17％时，脱硅脱磷期结束并进行排渣，控制 排渣率为52％。排渣结束后进入脱碳期吹炼，控制石灰加入量为13.3kg/t钢，镁球加入量 为3.4kg/t钢，烧结矿加入量为30.7kg/t钢，供氧强度控制为3.2Nm3/min/吨钢，控制转炉 终渣碱度为2.1；具体加入控制参数见表2和3；
S3：脱碳期吹炼结束后出钢，出钢结束后向转炉内加入白云石5.2kg/t钢，对炉渣进 行改质处理，加入量见表2。
S4：改质处理后进行溅渣护炉，并留全渣循环至下一炉。
本实施例相比于比较例1(传统单渣工艺)和比较例2(“双渣+留渣”工艺)，转炉终点磷含量基本相同，其优势主要体现在降低了转炉石灰消耗、镁球消耗、钢铁料消耗，提 高了转炉废钢比、矿石使用量以及转炉内能量利用效率，其中石灰消耗分别下降了18.6kg/t钢和8.0kg/t钢，镁球消耗分别下降了4.5kg/t钢和3.4kg/t钢，钢铁料消耗分别下降了14kg/t 钢和6kg//t钢，废钢比分别提高了13％和11％，烧结矿加入量分别提高了15.3kg/t钢和12.5 kg/t，转炉能量利用效率分别提高了5.6％和4.8％。
以上示意性的对本发明及其实施方式进行了描述，该描述没有限制性。所以，如果本领 域的普通技术人员受其启示，在不脱离本发明创造宗旨的情况下，不经创造性的设计出与该 技术方案相似的方式及实施例，均应属于本发明的保护范围。
更具体地，尽管在此已经描述了本发明的示例性实施例，但是本发明并不局限于这些实 施例，而是包括本领域技术人员根据前面的详细描述可认识到的经过修改、省略、(例如各 个实施例之间的)组合、适应性改变和/或替换的任何和全部实施例。权利要求中的限定可根 据权利要求中使用的语言而进行广泛的解释，且不限于在前述详细描述中或在实施该申请期 间描述的示例，这些示例应被认为是非排他性的。例如，在本发明中，术语“优选地”不是 排他性的，这里它的意思是“优选地，但是并不限于”。在任何方法或过程权利要求中列举 的任何步骤可以以任何顺序执行并且不限于权利要求中提出的顺序。因此，本发明的范围应 当仅由所附权利要求及其合法等同物来确定，而不是由上文给出的说明和示例来确定。
Claims (9)
1.一种提高转炉内能量利用效率的方法，其特征在于：包括以下步骤：
S1：转炉金属原料包括重量百分比20％～30％废钢和70％～80％铁水；其中转炉冶炼时采用全留渣操作，留渣量为30～60kg/吨钢；
S2：转炉吹炼过程中根据入炉铁水中硅含量的不同，采用不同冶炼方式，当铁水中w[Si]≤0.3％时，采用单渣法冶炼；当铁水中0.3％＜w[Si]时，采用双渣法冶炼；
S3：转炉吹炼结束后出钢，控制转炉的终渣二元碱度为2.0～2.5，钢水的出钢温度为1580℃～1610℃，出钢结束后向转炉内加入改质剂进行改质处理；
S4：改质处理后进行溅渣护炉，并留全渣循环至下一炉。
2.根据权利要求1所述的一种提高转炉内能量利用效率的方法，其特征在于：步骤S2采用单渣法进行冶炼时，控制石灰的加入量为10kg/t～20kg/t钢，镁球的加入量为1kg/t～4kg/t钢，铁氧化物的加入量为15kg/t～30kg/t钢。
3.根据权利要求1所述的一种提高转炉内能量利用效率的方法，其特征在于：步骤S2采用双渣法进行冶炼时，脱硅脱磷期的供氧量为总供氧量的10％～25％，脱硅脱磷期控制石灰加入量为3kg/t～10kg/t钢；脱硅脱磷期结束后进行排渣，控制排渣率≥50％。
4.根据权利要求3所述的一种提高转炉内能量利用效率的方法，其特征在于：脱碳期的供氧量为总供氧量的75％～90％，控制石灰加入量为8kg/t～18kg/t钢，镁球加入量为1kg/t～4kg/t钢，铁氧化物加入量为10kg/t～35kg/t钢。
5.根据权利要求1所述的一种提高转炉内能量利用效率的方法，其特征在于：吹炼过程中供氧强度控制为3.0Nm3/min/t～3.5Nm3/min/t钢，炉渣中MgO质量百分含量为2％～5％。
6.根据权利要求1-5任意一项所述的一种提高转炉内能量利用效率的方法，其特征在于：S3步骤中加入的改质剂为生白云石，改质剂的加入量为3kg/t～8kg/t钢。
7.根据权利要求2或4所述的一种提高转炉内能量利用效率的方法，其特征在于：铁氧化物为氧化铁皮、矿石或烧结矿中的一种或多种，其中FeO含量≥90％。
8.根据权利要求3所述的一种提高转炉内能量利用效率的方法，其特征在于：脱硅脱磷期的炉渣碱度为1.0～1.5，熔池温度为1350℃～1410℃。
9.根据权利要求1所述的一种提高转炉内能量利用效率的方法，其特征在于：改质后转炉渣二元碱度为2.8～3.5，转炉渣中MgO的质量百分含量为7％～11％，FeO含量百分含量为15％～22％。
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| CN115109887A (zh) * | 2022-07-20 | 2022-09-27 | 北京科技大学 | 一种转炉冶炼工艺选择方法 |
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2021
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