CN116261602A - 转炉精炼方法 - Google Patents

转炉精炼方法 Download PDF

Info

Publication number
CN116261602A
CN116261602A CN202280006443.4A CN202280006443A CN116261602A CN 116261602 A CN116261602 A CN 116261602A CN 202280006443 A CN202280006443 A CN 202280006443A CN 116261602 A CN116261602 A CN 116261602A
Authority
CN
China
Prior art keywords
converter
slag
flux
amount
cao
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Pending
Application number
CN202280006443.4A
Other languages
English (en)
Inventor
田村铁平
坪井真广
内藤宪一郎
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 and Sumitomo Metal Corp
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Nippon Steel and Sumitomo Metal Corp filed Critical Nippon Steel and Sumitomo Metal Corp
Publication of CN116261602A publication Critical patent/CN116261602A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • 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
    • C21C1/00Refining of pig-iron; Cast iron
    • C21C1/04Removing impurities other than carbon, phosphorus or sulfur
    • 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
    • C21C1/00Refining of pig-iron; Cast iron
    • C21C1/02Dephosphorising or desulfurising
    • 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
    • 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
    • C21C5/52Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/54Processes yielding slags of special composition
    • 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
    • C21C7/00Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
    • C21C7/04Removing impurities by adding a treating agent
    • C21C7/068Decarburising
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

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

Abstract

本发明公开了能够抑制脱碳吹炼初期的喷渣、能够稳定地降低脱碳吹炼后的钢液中的P、能够减少排出至体系外的熔渣量的转炉精炼方法。本发明的转炉精炼方法具备:第1工序,向转炉的内部装入铁水;第2工序,使用第1熔剂并进行第1阶段的铁水脱磷;第3工序,在上述第2工序之后,将上述转炉内的熔渣的至少一部分排出至上述转炉外;第4工序,在上述第3工序之后,向上述转炉内追加第2熔剂,然后进行第2阶段的铁水脱磷;第5工序,在上述第4工序之后,将上述转炉内的熔渣的至少一部分排出至上述转炉外;以及第6工序,在上述第5工序之后,向上述转炉内追加第3熔剂,然后进行脱碳,上述第3熔剂包含CaO源和SiO2源,给定的装入CaO/SiO2为3.0以上且4.5以下。

Description

转炉精炼方法
技术领域
本申请公开了转炉精炼方法。
背景技术
作为使用转炉对铁水进行精炼的工艺,开发了在第1转炉中进行铁水脱磷,然后将从第1转炉出铁的铁水装入第2转炉,在第2转炉中进行脱碳的工艺(I);和在1台转炉中进行了脱磷后,对通过脱磷生成的熔渣进行排渣(中间排渣),然后在同一转炉中继续进行脱碳的工艺(II)。工艺(I)的精炼能力高,但另一方面,需要2台转炉,因此设备费用高,而且发热散热损失增大,铁矿石、废铁的熔化能力降低。与工艺(I)相比,工艺(II)能够缩短整体的吹炼时间,能够减少脱磷所需的熔剂量,并且能够减少精炼时的热损失。然而,在工艺(II)中,难以稳定地控制中间排渣量,例如有时难以将精炼结束后的钢液中的P浓度降到极低。
专利文献1中公开了一种转炉精炼方法,该方法在工艺(II)的脱碳前将包含60~99%的SiO2的熔剂作为SiO2成分,以平均每1吨生成钢液1.0~4.0kg进行添加。专利文献2中公开了一种转炉精炼方法,该方法在第1阶段的铁水脱磷后进行中间排渣,然后另行追加熔剂,进行第2阶段的铁水脱磷,然后将熔渣去除。
现有技术文献
专利文献
专利文献1:日本专利第3194212号公报
专利文献2:日本专利第5671801号公报
发明内容
发明所要解决的问题
在专利文献1所公开的方法中,难以稳定地控制中间排渣量。根据本发明人的新的见解,在中间排渣量为低位的状态、即在脱碳吹炼前在转炉内大量残留有熔渣的状态下进一步添加SiO2时,会大量生成低碱度、粘性高、且容易起泡的熔渣,在脱碳吹炼初期,熔渣从转炉内溢出(喷渣),有时难以进行稳定的操作。
另一方面,在专利文献2所公开的方法中,中间排渣量增加,即转炉内的熔渣量降低。根据本发明人的新的见解,在现有技术中,如果以炉内的熔渣量降低的状态在脱碳吹炼时追加熔剂,则有时发生脱磷不良。例如,根据本发明人的新的见解,在为了脱碳而过量投入熔剂的情况下,投入的熔剂未充分地渣化,无法充分地确保脱磷能力高的熔渣量,难以稳定地降低脱碳吹炼后的钢液中的P浓度。
另外,在现有技术中,关于尽量降低排出至体系外的熔渣量,并没有充分地进行研究。
解决问题的方法
本发明人通过“称量仪器”对中间排渣时的熔融熔渣进行了实际测量。其结果得知,中间排渣率存在比以往的预想大的50~95%的大幅偏差。即,查明了在现有技术中,由于中间排渣率急剧地增减,因此,发生了计算碱度与实际碱度的偏离。因此,本发明人发明了通过“称量仪器等”至少一次准确地确定中间排渣率,并基于准确地确定的中间排渣率进行操作的方法。具体如下所述。
本申请公开一种转炉精炼方法作为用于解决上述课题的方法之一,所述转炉精炼方法包括:
第1工序,向转炉的内部装入铁水;
第2工序,在上述第1工序之后,对上述转炉内的上述铁水使用第1熔剂并进行第1阶段的铁水脱磷;
第3工序,在上述第2工序之后,将上述转炉内的熔渣的至少一部分排渣至上述转炉外;
第4工序,在上述第3工序之后,向上述转炉内追加第2熔剂,然后进行第2阶段的铁水脱磷;
第5工序,在上述第4工序之后,将上述转炉内的熔渣的至少一部分排渣至上述转炉外;以及
第6工序,在上述第5工序之后,向上述转炉内追加第3熔剂,然后进行脱碳,
上述第3熔剂包含CaO源和SiO2源,
由下式(1)定义的装入CaO/SiO2为3.0以上且4.5以下,
[数学式1]
装入
Figure SMS_1
C2:上述第1熔剂的CaO换算量(kg)
C4:上述第2熔剂的CaO换算量(kg)
C6:上述第3熔剂的CaO换算量(kg)
S2:上述第1熔剂的SiO2换算量(kg)
S4:上述第2熔剂的SiO2换算量(kg)
S6:上述第3熔剂的SiO2换算量(kg)
α3:上述第3工序的中间排渣率(%)
α5:上述第5工序的中间排渣率(%)。
在本发明的转炉精炼方法中,在上述第6工序中向上述转炉内追加的上述第3熔剂的量以CaO换算计可以为8kg/ton-steel以上且25kg/ton-steel以下。
本发明的转炉精炼方法可以具备:
第7工序,在上述第6工序之后,在将上述第6工序中生成的熔渣残留于上述转炉内的状态下进行出钢;以及
第8工序,在上述第7工序之后,基于上述转炉内的上述熔渣的推定P2O5成分量和下一次热处理的钢的P成分目标值中的至少一者,选择并执行以下的任意处置,所述处置为使上述转炉内的上述熔渣的全部量残留于上述转炉内的处置、或者使上述转炉内的上述熔渣的一部分残留于上述转炉内并将其它进行排渣的处置,
在上述第8工序之后,可以在使上述熔渣残留于上述转炉内的状态下,进行下一次热处理的第1工序。
发明的效果
根据本发明的转炉精炼方法,容易抑制脱碳吹炼初期的喷渣。另外,根据本发明的转炉精炼方法,能够稳定地降低脱碳吹炼后的钢液中的P。此外,根据本发明的转炉精炼方法,容易减少排出至体系外的熔渣量。
附图说明
图1是用于说明转炉精炼方法的流程的一例的示意图。
符号说明
10铁水
11第1阶段的脱磷铁水
12第2阶段的脱磷铁水
13钢液
21第1熔剂
22第2熔剂
23第3熔剂
31 熔渣
32 熔渣
33 熔渣
100 转炉
具体实施方式
如图1(A)~(H)所示,本发明的转炉精炼方法具备:第1工序(图1(A)),向转炉100的内部装入铁水10;第2工序(图1(B)),在第1工序之后,对转炉100内的铁水10使用第1熔剂21并进行第1阶段的铁水脱磷;第3工序(图1(C)),在第2工序之后,将转炉100内的熔渣31的至少一部分排渣至转炉100外;第4工序(图1(D)及(E)),在第3工序之后,向转炉100内追加第2熔剂22,然后进行第2阶段的铁水脱磷;第5工序(图1(F)),在第4工序之后,将转炉100内的熔渣32的至少一部分排渣至转炉100外;以及第6工序(图1(G)及(H)),在第5工序之后,向转炉100内追加第3熔剂23,然后进行脱碳。这里,在本发明的转炉精炼方法中,第3熔剂23包含CaO源和SiO2源。另外,在本发明的转炉精炼方法中,由下述式(1)定义的装入CaO/SiO2为3.0以上且4.5以下。
[数学式2]
装入
Figure SMS_2
C2:第1熔剂21的CaO换算量(kg)
C4:第2熔剂22的CaO换算量(kg)
C6:第3熔剂23的CaO换算量(kg)
S2:第1熔剂21的SiO2换算量(kg)
S4:第2熔剂22的SiO2换算量(kg)
S6:第3熔剂23的SiO2换算量(kg)
α3:第3工序的中间排渣率(%)
α5:第5工序的中间排渣率(%)
1.第1工序
如图1(A)所示,在第1工序中,向转炉100的内部装入铁水10。第1工序中的条件没有特别限定。
作为转炉100,可以使用与以往相同的转炉。在本发明的转炉精炼方法中,转炉100可以是顶吹转炉、底吹转炉及顶底复吹转炉中的任意转炉。在顶吹转炉中,没有从底部进行的搅拌,因此,顶吹氧将铁氧化而生成的氧化铁难以被还原,存在熔渣量过度增加的倾向。另外,氧化铁多的熔渣容易将CaO渣化。另一方面,在顶底复吹转炉、底吹转炉中,氧化铁浓度不会变得那么高,与顶吹转炉的情况相比,存在CaO的渣化难以进行的倾向。关于这一点,从通过本发明的技术可以获得更高的效果的观点考虑,转炉100可以为底吹转炉及顶底复吹转炉中的一种,也可以为顶底复吹转炉。在图1(A)~(H)中示出了顶底复吹转炉作为转炉100的一例。顶底复吹转炉100可以在其底部具备多个用于将底吹气体供给至炉内的流路101。另外,顶底复吹转炉100可以在其侧部具备用于将钢液13进行出钢的出钢口102。
作为被装入至转炉100的内部的铁水10,例如一般的高炉铁水均可以采用。铁水10除了含有P、C作为杂质以外,还可以含有Si。在铁水10含有Si的情况下,通过利用氧气的氧化精炼而进行铁水10中的Si的脱硅反应,接着,进行脱磷反应。换言之,可以在第1工序之后、第2工序中的铁水脱磷之前,进行铁水的脱硅。需要说明的是,在脱硅后,可以将转炉100内的脱硅熔渣进行排渣,也可以在转炉100内残留有脱硅熔渣的状态下进行脱磷。在后者的情况下,可以利用脱硅熔渣作为第1熔剂21。如图1(A)所示,铁水10可以是铁水10a(例如高炉铁水)与废铁(scrap)10b等添加材料的混合物。
将铁水10装入转炉100的方法也没有特别限定,例如可举出使用铁水包等公知的容器流入至转炉100内的方法。
2.第2工序
如图1(B)所示,在第2工序中,在第1工序之后,使用第1熔剂21并进行第1阶段的铁水脱磷。第2工序中的脱磷的条件没有特别限定。
对于第1熔剂21而言,可以在进行第2工序中的脱磷之前投入转炉100内,也可以利用如上所述的通过脱硅反应生成的脱硅熔渣等来自铁水的成分,还可以将前一次热处理的脱碳精炼后的脱碳熔渣33留置于转炉100内作为熔剂而利用。对于第1熔剂21的组成、量,没有特别限定,只要是能够实现作为目标的脱磷的组成、量即可。例如,第1熔剂21可以包含CaO源。作为CaO源,可举出生石灰、石灰石、白云石、前一次热处理的脱碳熔渣33等。另外,第1熔剂21可以包含SiO2源。作为SiO2源,可举出脱硅熔渣、前一次热处理的脱碳熔渣33、硅石、橄榄石等。第1熔剂21的碱度CaO/SiO2可以为0.9以上,可以为1.4以下。另外,第1熔剂21的量以CaO换算计可以为5kg/ton-steel以上,可以为25kg/ton-steel以下。另外,第1熔剂21的量以SiO2换算计可以为0kg/ton-steel以上,也可以为5kg/ton-steel以下。需要说明的是,在本申请中,“kg/ton-steel”是指相当于平均每1吨最终得到的钢液的质量。
如图1(B)所示,在第2工序中,例如,通过从顶吹喷枪200向铁水10吹入氧,从而可以一边对铁水10进行搅拌一边进行氧化精炼,另一方面,可以通过从转炉100的底部连续地或断续地吹入底吹气体而增强精炼中的铁水10的搅拌。
通过第2工序中的脱磷,铁水10中所含的P的一部分被去除,得到第1阶段的脱磷铁水11。脱磷铁水11中的P浓度没有特别限定。例如,脱磷铁水11可以包含0.03质量%以上且0.08质量%以下的P。
3.第3工序
如图1(C)所示,在第3工序中,在第2工序之后,将转炉100内的熔渣31的至少一部分排渣至转炉100外。例如,如图1(C)所示,可以通过使转炉100倾动而使熔渣31流出至体系外。另外,在第3工序中,可以通过从转炉100的底部持续吹入底吹气体而使熔渣31起泡。由此,熔渣31的排渣变得更容易。
第3工序中的熔渣31的排渣率(中间排渣率)没有特别限定,例如可以为40%以上且70%以下。熔渣31的组成、生成量可以根据第2工序中的脱磷条件而任意变化。
4.第4工序
如图1(D)及(E)所示,在第4工序中,在第3工序之后,向转炉100内追加第2熔剂22,然后进行第2阶段的铁水脱磷。第4工序中的脱磷的条件没有特别限定。
第2熔剂22在进行第4工序中的脱磷之前被投入转炉100内。在第4工序中,可以将在第3工序中未被排渣而残留于转炉100内的熔渣31的一部分与第2熔剂22一起作为熔剂22x而利用。对于第2熔剂22的组成、量,没有特别限定,只要是能够实现作为目标的脱磷的组成、量即可。例如,第2熔剂22可以包含CaO源,也可以包含SiO2源。关于CaO源及SiO2源的具体例,如上所述。另外,第2熔剂22的碱度CaO/SiO2可以为1.0以上,可以为1.8以下。另外,第2熔剂22的量以CaO换算计可以为0kg/ton-steel以上,也可以为2kg/ton-steel以上,可以为5kg/ton-steel以下。另外,第2熔剂22的量以SiO2换算计可以为0kg/ton-steel以上,可以为5kg/ton-steel以下。需要说明的是,在第4工序中使用的熔剂22x的量比在第2工序中使用的第1熔剂21的量少。
如图1(E)所示,在第4工序中,与第2工序同样,例如,可以通过从顶吹喷枪200向铁水11吹入氧,从而一边对铁水11进行搅拌一边进行氧化精炼,另一方面,可以通过从转炉100的底部连续地或断续地吹入底吹气体,从而增强精炼中的铁水11的搅拌。
通过第4工序中的脱磷,脱磷铁水11中所含的P的一部分被进一步去除,得到第2阶段的脱磷铁水12。脱磷铁水12中的P浓度没有特别限定。例如,脱磷铁水12可以包含0.02质量%以上且0.06质量%以下的P。
5.第5工序
如图1(F)所示,在第5工序中,在第4工序之后,将转炉100内的熔渣32的至少一部分排渣至转炉100外。例如,如图1(F)所示,可以通过使转炉100倾动而使熔渣32流出至体系外。另外,在第5工序中,可以通过从转炉100的底部持续吹入底吹气体,从而使熔渣32起泡。由此,熔渣32的排渣变得更容易。
第5工序中的熔渣32的排渣率(中间排渣率)没有特别限定,例如可以为40%以上且70%以下。熔渣32的组成、生成量可以根据第4工序中的脱磷条件而任意变化。需要说明的是,如上所述,在第4工序中使用的熔剂22x的量比在第2工序中使用的第1熔剂21的量少,即,第4工序后生成的熔渣32的量也少。即使在熔渣32的量比熔渣31少的情况下,通过实施吹炼,也能够使熔渣32以与熔渣31相同的程度起泡,可以实施熔渣32的排渣。与熔渣31相比,熔渣32尽管存在起泡容易下沉的倾向,但仍能实现充分量的排渣。需要说明的是,第5工序的排渣率可以比第3工序的排渣率少。如上所述,在第4工序中使用的熔剂22x的量比在第2工序中使用的第1熔剂21的量少,因此,即使在第5工序的排渣率比第3工序的排渣率少的情况下,残留于炉内的熔渣的量在第5工序后也容易变得比在第3工序后更少。这样,除了第3工序以外,还实施第4工序及第5工序,减少第6工序中的脱碳吹炼前的转炉100内的熔渣量,由此,能够抑制脱碳吹炼初期的喷渣,实现更稳定的操作。
6.第6工序
如图1(G)及(H)所示,在第6工序中,在第5工序之后,向转炉100内追加第3熔剂23,然后进行脱碳。在第6工序中,其特征在于第3熔剂23包含CaO源及SiO2源、以及满足上述式(1)。对于除此以外的脱碳条件,没有特别限定。
第3熔剂23在进行第6工序中的脱碳之前被投入转炉100内。在第6工序中,可以将在第5工序中未被排渣而残留于转炉100内的熔渣32的一部分与第3熔剂23一起作为熔剂23x而利用。对于第3熔剂23的组成、量,只要满足上述式(1)即可,没有特别限定。第3熔剂23包含CaO源及SiO2源。在第6工序中,可以将CaO源和SiO2源同时追加至转炉100内,也可以分别追加。关于CaO源及SiO2源的具体例,如上所述。另外,第3熔剂23的碱度CaO/SiO2可以为3.2以上,可以为4.2以下。另外,从进一步增大第6工序的脱磷量的观点考虑,第3熔剂23的量以CaO换算计可以为8kg/ton-steel以上,可以为25kg/ton-steel以下。另外,第3熔剂23的量以SiO2换算计可以超过0kg/ton-steel,可以为8kg/ton-steel以下。
在本发明的转炉精炼方法中,由上述式(1)定义的装入CaO/SiO2为3.0以上且4.5以下是很重要的。装入CaO/SiO2可以为3.2以上、3.4以上、3.6以上、3.8以上、4.0以上、4.2以上或4.4以上。根据本发明人的见解,装入CaO/SiO2过小时,CaO不足,难以进行脱磷,难以降低最终得到的钢液12中的P浓度。另一方面,目前,为了使脱磷充分地进行,通常大量添加CaO源作为熔剂,但根据本发明人的见解,即使大量添加CaO源,也不是全部CaO源都有助于脱磷。根据本发明人的见解,在通过在转炉精炼的操作时大量添加CaO源作为熔剂等而使装入CaO/SiO2超过4.5的情况下,SiO2的量相对于CaO不足,脱碳时熔渣过度地高碱度化。在脱碳吹炼时熔渣过度地高碱度化的情况下,投入转炉内的熔剂未充分渣化,无法充分地确保脱磷能力高的熔渣量,存在难以稳定地降低脱碳吹炼后的钢液12中的P浓度的隐患。
上述式(1)中,C2为第1熔剂21的CaO换算量(kg),C4为第2熔剂22的CaO换算量(kg),C6为第3熔剂23的CaO换算量(kg),S2为第1熔剂21的SiO2换算量(kg),S4为第2熔剂22的SiO2换算量(kg),S6为第3熔剂23的SiO2换算量(kg)。即,将各熔剂中所含的Ca换算成CaO,将Si换算成SiO2,确定其量。需要说明的是,各熔剂的CaO换算量、SiO2换算量可以根据投入转炉之前的熔剂的组成和投入的熔剂的量而求出。或者,可以基于排渣后的熔渣中包含的成分等来确定CaO换算量、SiO2换算量。需要说明的是,如上所述,在利用脱硅熔渣作为第1熔剂21的情况下,可以视为脱硅前的铁水中所含的硅的100%转变为SiO2而确定第1熔剂21的SiO2换算量。
上述式(1)中,α3为第3工序的中间排渣率(%),α5为第5工序的中间排渣率(%)。中间排渣率可以根据向转炉100内追加的熔剂的量或转炉100内存在的熔剂的量、和从转炉100排出的熔渣(不包括基础金属(base metal))的量来确定。对于中间排渣率而言,可以根据过去的操作等进行经验性推定,也可以根据操作时的在线或离线方式的测定值而求出。特别优选通过称量仪器等至少实测一次中间排渣率。通过预先实测至少一次中间排渣率,即使在随后因称量仪器等的故障、不良情况而中断称量仪器等的使用的情况下,也可以使用过去的实测值,根据操作条件等精度良好地经验性推定中间排渣率。需要说明的是,作为除了使用称量仪器的方法以外的称量方法,可举出如日本特开2018-119195号公报中公开的基于排出熔渣的体积求出排渣率的方法等。
通过这样确定第3工序及第5工序的中间排渣率α3及α5,能够以良好的精度将装入CaO/SiO2控制为目标范围内。即,本发明的转炉精炼方法可以具备:确定第3工序的中间排渣率α3的工序;确定第5工序的中间排渣率α5的工序;以及基于所确定的中间排渣率α3及α5、和第1熔剂及第2熔剂的CaO换算量及SiO2换算量来确定第3熔剂的追加量、第3熔剂的CaO换算量和/或第3熔剂的SiO2换算量,使得上述式(1)的装入CaO/SiO2达到3.0以上且4.5以下的工序。更具体而言,例如可以具备:在第3工序之后,确定第3工序中的熔渣31的排渣量的工序;在第5工序之后,确定第5工序中的熔渣32的排渣量的工序;基于所确定的排渣量来确定中间排渣率α3及α5的工序;基于所确定的中间排渣率α3及α5、和第1熔剂及第2熔剂的CaO换算量及SiO2换算量,确定第3熔剂的追加量、第3熔剂的CaO换算量和/或第3熔剂的SiO2换算量,使得上述式(1)的装入CaO/SiO2达到3.0以上且4.5以下的工序。例如,通过对被排出的熔渣的重量进行测定,并从其中去除熔渣中包含的基础金属的重量,能够精度良好地确定熔渣的排渣量及中间排渣率。对于熔渣中包含的基础金属的重量而言,可以根据过去的操作等进行经验性推定,也可以在操作时以在线或离线方式进行实测。
如上所述,根据本发明的转炉精炼方法,由于进行2次中间排渣,因此可以在脱碳前减少转炉100内的残留熔渣量。其结果是,能够防止脱碳吹炼初期的喷渣。除此以外,通过使由上述式(1)定义的装入CaO/SiO2为给定范围内,能够在脱碳时进行确保脱磷所需的最低限度的熔渣量的有效脱磷。因此,能够降低最终得到的钢液12的P浓度。另外,根据本发明的转炉精炼方法,能够以最低限度的熔渣量熔炼低磷钢,也能够减少排出至体系外的熔渣量。
7.补充
在本发明的转炉精炼方法中,如图6(I)所示,可以在第6工序之后,将转炉100内的钢液13排出至转炉100外。例如,可以使转炉100倾动而使钢液12从转炉100的侧部的出钢口102流出。
另外,在本发明的转炉精炼方法中,如图6(I)所示,可以在第6工序之后具备第7工序,所述第7工序为在将第6工序中生成的熔渣33残留于转炉100内的状态下进行出钢的工序。然后,可以在第7工序之后具备第8工序,所述第8工序为基于转炉100内的熔渣33的推定P2O5成分量和下一次热处理的钢的P成分目标值中的至少一者,选择并执行如下处置中的任意处置,所述处置为使转炉100内的熔渣33的全部量残留于转炉100内的处置、或使转炉100内的熔渣33的一部分残留于转炉100内并将其它进行排渣的处置的工序。在该情况下,可以在第8工序之后,在使熔渣33残留于转炉100内的状态下进行下一次热处理的第1工序。由此,通过在使脱碳后的熔渣33残留于转炉100内的状态下进行下一次热处理的第1工序,能够将熔渣33作为下一次热处理的熔剂而进行再利用。
实施例
以下,示出实施例对由本发明的技术所带来的效果等更详细地进行说明,但本发明的技术不限定于以下的实施例。
1.实施例1
1.1第1工序
向残留有前一次热处理的脱碳熔渣的300t的顶底复吹转炉内装入铁水及废铁,使其达到300t。
在下述表1中示出了第1工序中的炉内的铁水的温度及组成。另外,在下述表2中示出了前一次热处理的脱碳熔渣残留量。
1.2第2工序
在第1工序之后,向炉内新投入包含CaO的熔剂,实施了第1次的脱磷吹炼。需要说明的是,第1次的脱磷吹炼所使用的第1熔剂相当于将新投入炉内的包含CaO的熔剂、前一次热处理的脱碳熔渣、以及通过脱硅而产生的脱硅熔渣组合而成的熔剂。
在下述表1中示出了第2工序结束的时刻的铁水温度、铁水组成及熔渣组成。另外,在下述表2中示出了为了第2工序而新投入的CaO的量、在第2工序中使用的第1熔剂的碱度、以及第2工序中生成的熔渣量。此外,在下述表3中示出了第1熔剂的CaO换算量及SiO2换算量。
1.3第3工序
在第2工序之后,通过使转炉倾动,进行了炉内的熔渣的中间排渣。此时,通过称量仪器测定了中间排渣量。根据测得的中间排渣量确定了中间排渣率。具体而言,通过用对基础金属成分进行了校正后的称量仪器测得的称量值除以根据第2工序中的装入物预先求出的熔渣量,求出了第3工序的中间排渣率。
在下述表1及3中示出了第3工序的中间排渣率。
1.4第4工序
在第3工序之后,向炉内投入作为第2熔剂的包含CaO的熔剂,实施了第2次的脱磷吹炼。
在下述表1中示出了第4工序结束的时刻的铁水温度、铁水组成及熔渣组成。另外,在下述表2中示出了为了第4工序而新投入的CaO的量。此外,在下述表3中示出了第2熔剂的CaO换算量及SiO2换算量。在第4工序中,由于未投入SiO2源,因此SiO2换算量为0kg。
1.5第5工序
在第4工序之后,通过使转炉倾动,再次进行了炉内的熔渣的中间排渣。此时,通过称量仪器测定了中间排渣量。根据测得的中间排渣量确定了中间排渣率。通过用对基础金属成分进行了校正后的称量仪器测得的第5工序的中间排渣量除以第5工序的熔渣量,确定了第5工序的中间排渣率。这里,用在第3工序后残留于炉内的熔渣量、即根据第2工序后的装入物预先求出的熔渣量减去通过对基础金属成分进行了校正后的称量仪器所测得的中间排渣量,用所得到的值加上在第4工序中装入的熔剂量,将这样得到的值作为第5工序的熔渣量。
在下述表1及3中示出了第5工序的中间排渣率。
1.6第6工序
在第5工序之后,向炉内投入第3熔剂,实施了脱碳吹炼。这里,与中间排渣率相应地调整了CaO源及二氧化硅源的投入量,使得下述式(1)所示的装入CaO/SiO2达到给定的值。
在下述表1中示出了第6工序结束的时刻的钢液温度、钢液组成及熔渣组成。另外,在下述表2中示出了为了第6工序而新投入的CaO的量、SiO2的量、以及第6工序中生成的熔渣量。此外,在下述表3中示出了第3熔剂的CaO换算量及SiO2换算量、以及通过下述式(1)计算出的装入CaO/SiO2的值。
[数学式3]
装入
Figure SMS_3
C2:第1熔剂的CaO换算量(kg)
C4:第2熔剂的CaO换算量(kg)
C6:第3熔剂的CaO换算量(kg)
S2:第1熔剂的SiO2换算量(kg)
S4:第2熔剂的SiO2换算量(kg)
S6:第3熔剂的SiO2换算量(kg)
α3:第3工序的中间排渣率(%)
α5:第5工序的中间排渣率(%)
2.实施例2~5、比较例1及4
在表1~3所示的条件下进行了第1工序~第6工序。
3.比较例2及3
在表1~3所示的条件下进行了第1工序、第2工序、第3工序及第6工序。省略了第4工序及第5工序。
[表1]
Figure SMS_4
[表2]
Figure SMS_5
[表3]
Figure SMS_6
4.评价结果
在下述表4中,对实施例1~5、比较例1~4中的各例子分别示出了有无第4工序及第5工序、装入CaO/SiO2、脱碳熔渣的实际碱度、脱碳中未渣化的CaO的量(根据装入CaO/SiO2与脱碳熔渣的实际碱度的差值来确定)、有无脱碳初期的喷渣、最终得到的钢液中的P浓度、通过经过一系列工序而排出至体系外的总熔渣量(体系外排出总熔渣量)、以及在一系列工序中新投入的CaO的总量。需要说明的是,将“体系外排出总熔渣量”设为通过第3工序及第5工序中的中间排渣而排渣至炉外的熔渣的重量、和第6工序结束后将炉内熔渣量调整为上述表2的量时被排渣出至炉外的熔渣的重量的累计值。
[表4]
Figure SMS_7
根据表1~3所示的条件和表4所示的结果可知以下内容。
(1)首先,根据实施例1、2与比较例1、4的比较可知以下内容。即,即使通过式(1)计算出的装入CaO/SiO2超过4.5,通过第6工序的熔渣的分析值求出的实际碱度(CaO/SiO2(质量比))也不会超过4.5。这是由于,如果使装入CaO/SiO2超过4.5,则相对于CaO量,SiO2量相对不足,因此,投入的CaO难以渣化。其结果是,在比较例1、4中,仅渣化后的一部分CaO有助于脱磷反应,脱磷量没有增加。而在比较例1中,CaO的渣化被抑制,结果脱磷量降低。另外,在比较例4中,体系外排出总熔渣量、新的CaO量增加了与CaO的渣化被抑制的量相应的量。另一方面,在实施例1、2中,通过在第6工序中投入SiO2源并将装入CaO/SiO2设为4.5以下,从而可以增加渣化后的CaO,能够增大有助于脱磷反应的有效的熔渣量。结果是,与比较例1相比,能够降低[%P]。另外,与比较例4相比,能够减少体系外排出总熔渣量、新的CaO量。
(2)根据实施例1、2与比较例2的比较可知以下内容。即,在熔炼相同程度的[%P](≈0.015)的情况下,相对于仅以1个阶段进行了脱磷及排渣的比较例2,在以2个阶段进行了脱磷及排渣的实施例1、2中,通过适当地调整必要CaO量及SiO源,能够减少体系外排出熔渣量及必要CaO量。
(3)根据实施例3、4与比较例3的比较可知以下内容。即,在对熔炼负荷高的[%P](≈0.010)进行熔制时,以2个阶段进行了脱磷及排渣的情况也能够减少体系外排出熔渣量及必要CaO量。
(4)在仅以1个阶段进行了脱磷及排渣、并且为了降低[%P]而增加了熔渣量的比较例3中,第6工序时在转炉内残留的熔渣多,在第6工序初期观察到了喷渣。另一方面,在实施例1~4中均未观察到喷渣。
(5)根据实施例1~4与实施例5的比较可知,无论是在使用了前一次热处理的脱碳熔渣作为第1熔剂的情况下,还是在不使用的情况下,均可发挥同样的效果。
如上所述可知,实施例1~5的转炉精炼方法易于抑制脱碳吹炼初期的喷渣,能够稳定地降低脱碳吹炼后的钢液中的P,易于减少排出至体系外的熔渣量。

Claims (3)

1.一种转炉精炼方法,该方法具备:
第1工序,向转炉的内部装入铁水;
第2工序,在所述第1工序之后,对所述转炉内的所述铁水使用第1熔剂并进行第1阶段的铁水脱磷;
第3工序,在所述第2工序之后,将所述转炉内的熔渣的至少一部分排渣至所述转炉外;
第4工序,在所述第3工序之后,向所述转炉内追加第2熔剂,然后进行第2阶段的铁水脱磷;
第5工序,在所述第4工序之后,将所述转炉内的熔渣的至少一部分排渣至所述转炉外;以及
第6工序,在所述第5工序之后,向所述转炉内追加第3熔剂,然后进行脱碳,
所述第3熔剂包含CaO源和SiO2源,
由下式(1)定义的装入CaO/SiO2为3.0以上且4.5以下,
装入
Figure FDA0004126239680000011
C2:所述第1熔剂的CaO换算量(kg)
C4:所述第2熔剂的CaO换算量(kg)
C6:所述第3熔剂的CaO换算量(kg)
S2:所述第1熔剂的SiO2换算量(kg)
S4:所述第2熔剂的SiO2换算量(kg)
S6:所述第3熔剂的SiO2换算量(kg)
α3:所述第3工序的中间排渣率(%)
α5:所述第5工序的中间排渣率(%)。
2.根据权利要求1所述的转炉精炼方法,其中,
在所述第6工序中,向所述转炉内追加的所述第3熔剂的量以CaO换算计为8kg/ton-steel以上且25kg/ton-steel以下。
3.根据权利要求1或2所述的转炉精炼方法,该方法具备:
第7工序,在所述第6工序之后,在将所述第6工序中生成的熔渣残留于所述转炉内的状态下进行出钢;以及
第8工序,在所述第7工序之后,基于所述转炉内的所述熔渣的推定P2O5成分量和下一次热处理的钢的P成分目标值中的至少一者,选择并执行以下的任意处置,所述处置为使所述转炉内的所述熔渣的全部量残留于所述转炉内的处置、或者使所述转炉内的所述熔渣的一部分残留于所述转炉内并将其它进行排渣的处置,
在所述第8工序之后,在使所述熔渣残留于所述转炉内的状态下,进行下一次热处理的第1工序。
CN202280006443.4A 2021-01-15 2022-01-12 转炉精炼方法 Pending CN116261602A (zh)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2021-005187 2021-01-15
JP2021005187 2021-01-15
PCT/JP2022/000795 WO2022154024A1 (ja) 2021-01-15 2022-01-12 転炉精錬方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN116261602A true CN116261602A (zh) 2023-06-13

Family

ID=82446273

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202280006443.4A Pending CN116261602A (zh) 2021-01-15 2022-01-12 转炉精炼方法

Country Status (4)

Country Link
JP (1) JP7477797B2 (zh)
KR (1) KR20230066611A (zh)
CN (1) CN116261602A (zh)
WO (1) WO2022154024A1 (zh)

Family Cites Families (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2958844B2 (ja) * 1993-07-27 1999-10-06 新日本製鐵株式会社 転炉精錬方法
JP3194212B2 (ja) 1994-03-07 2001-07-30 新日本製鐵株式会社 転炉製鋼法
JP5671801B2 (ja) 2010-01-13 2015-02-18 新日鐵住金株式会社 転炉精錬方法

Also Published As

Publication number Publication date
JP7477797B2 (ja) 2024-05-02
JPWO2022154024A1 (zh) 2022-07-21
WO2022154024A1 (ja) 2022-07-21
KR20230066611A (ko) 2023-05-16

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP2013234379A (ja) 極低燐極低硫鋼の溶製方法
JP5396834B2 (ja) 転炉の精錬方法
JP2000160233A (ja) ステンレス鋼の脱硫精錬方法
JP2007308773A (ja) 転炉製鋼法
JP6311466B2 (ja) 真空脱ガス設備を用いる溶鋼の脱燐処理方法
CN116261602A (zh) 转炉精炼方法
CN116261603A (zh) 转炉精炼方法
JP3575304B2 (ja) 転炉製鋼方法
JP2002020816A (ja) 低窒素含クロム鋼の製造方法
JP2003239009A (ja) 溶銑の脱りん精錬方法
JPH10102119A (ja) 硫黄快削鋼の製造方法
JPH09235611A (ja) 清浄性の高い極低硫純鉄の製造方法
JP2001115205A (ja) 溶銑の脱燐方法
JP2001254116A (ja) 低窒素鋼の溶製方法
JP2009221561A (ja) 高Mn極低炭素鋼の溶製方法
CN115074489A (zh) 铁液的预处理方法
KR900002710B1 (ko) 급속탈탄 제강공정
WO2024106086A1 (ja) 鋼の溶製方法
JP7248195B2 (ja) 転炉製鋼方法
JP2012041584A (ja) 高クロム鋼の溶製方法
JP2842248B2 (ja) 溶銑の脱硫方法
JP2022143950A (ja) 転炉型精錬炉による溶鉄の溶製方法
KR20060035274A (ko) 아연도금 강판용 용강의 제조방법
WO2020110392A1 (ja) 鋼の製造方法及びスラグの塩基度低減方法
JP2000178627A (ja) 熔銑の予備処理方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination