"Procédé de préparation d'acier à étapes d'affinage séparées" <EMI ID=1.1>
La présente invention est relative à un procédé de préparation d'acier et plus particulièrement à un procédé de préparation d'acier comprenant une série d'étapes d'affinage pour convertir la fonte brute obtenue à partir d'un haut fourneau en acier fondu.
Récemment, conjointement au développement d'aciers à teneur extrêmement faible en soufre et d'aciers à teneur extrêmement faible en phosphore, des demandes plus strictes sont imposées à la déphosphoration et à la désulfuration du processus de préparation d'acier. Dans le procédé de préparation d'acier traditionnel, la plupart des impuretés, telles que de la silice, du phosphore, du soufre et du carbone, sont éliminées dans l'étape de soufflage qui utilise un convertisseur, ce qui a pour effet que la charge que le convertisseur doit porter dans l'opération de préparation d'acier devient élevée.
Suivant un procédé connu, qui tend à atténuer la charge du convertisseur et à simplifier l'ajustement de chaque composant de la fonte, plusieurs impuretés sont éliminées au stade de la fonte brute tandis que, dans le convertisseur, c'est principalement une décarburation qui est effectuée. Un exemple du procédé connu mentionné ci-dessus est celui décrit
dans la demande de brevet au Japon mise à la disposition du public
127.421/1977, dans laquelle est effectuée une désiliciation par de l'oxyde de fer ou de l'oxygène, suivie par une déphosphoration
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au stade de la fonte brute est souhaitable du point de vue de la réduction de la charge du convertisseur. Cependant, du point de vue des réactions de désulfuration et de déphosphoration, le trai-tenant de désulfuration est avantageusement réalisé sous une at-
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faible teneur en. FeO tandis que le traitement de déphosphoration est avantageusement réalisé sous une atmosphère oxydante, c'est-àdire avec un laitier présentant une forte teneur en FeO. Par conséquent les conditions d'une désulfuration et d'une déphosphoration efficaces sont contradictoires. Conformément à cela, une désulfuration et une déphosphoration simultanées ne sont pas effi-
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une opération pratique.
Les deux types d'agents d'affinage mentionnés dans la suite sont principalement utilisés actuellement pour la désulfuration et la déphosphoration simultanées. En effet un des agents
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CaO et d'un oxydant tel que des battitures de laminage, du minerai de fer, du gaz oxygène et des éléments analogues. Ainsi qu'il est illustré dans la demande de brevet au Japon mise à la disposition du public n[deg.] 127.421/1977, le Na CO est un fondant efficace pour la désulfuration et la déphosphoration simultanées d'une fonte brute à faible teneur en silicium, étant donné que
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est une base. Dans la réaction de déphosphoration, la réaction entre 0, Na20 et P, qui peut être formulée de la manière suivante
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a lieu tandis que.dans la réaction de désulfuration, il se produit la réaction entre Na20 et S qui peut être formulée de la manière suivante:
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pas approprié pour une application pratique de la désulfuration et de la déphosphoration.
En ce qui concerne la désulfuration et la déphosphoration simultanées au moyen d'un agent d'affinage à base d'un oxydant et de CaO, les conditions de désulfuration et de déphosphoration efficaces sont également contradictoires ainsi qu'on l'a expliqué précédemment et un excès en CaO est nécessaire pour effectuer la désulfuration sous une atmosphère oxydante ou en présence de l'oxydant. La désulfuration et la déphosphoration simultanées sont par conséquent d'une faible efficacité et de ce fait les processus de désulfuration et de déphosphoration doivent être effectués en deux étapes séparées.
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phore et le soufre soient éliminés au stade de la fonte brute, et différentes propositions ont été faites en ce qui concerne l'élimination .du silicium et des éléments analogues. Cependant, si trois étapes respectivement de désiliciation, de déphosphoration et de désulfuration sont appliquées pour le traitement de la fonte brute, non seulement le procédé de préparation d'acier devient compliqué mais la chute de température de la fonte brute pendant le traitement est tellement perceptible que l'industrialisation de ce procédé à trois étape? devient difficile.
Puisque l'élimination et le contrôle de forme des inclusions non métalliques ont récemment été requis pour rencontrer les demandes plus strictes de production d'aciers purs, le développement d'un processus d'affinage secondaire après la coulée d'acier, tel qu'un soufflage de gaz inerte et un dégazage, est prévu..
La désulfuration, la désiliciation et la déphosphoration décrites précédemment sont effectuées séparément ou plusieurs d'entre elles se produisent de manière continue ou simultanée suivant les différentes propositions précédentes. Cependant, un processus de traitement de toutes les impuretés de la fonte dans lequel les étapes individuelles divisées sont combinées d'une manière systématique de façon à produire une technique d'affinage efficace n'a pas encore été proposé.
Un procédé de préparation d'acier dans lequel la désiliciation et la déphosphoration ont lieu au stade de la fonte brute et dans lequel, au stade de l'acier fondu, on effectue simultanément non seulement l'élimination d'inclusions non métalliques mais également l'affinage, est considéré comme étant plus efficace
que les procédés selon l'état antérieur de la technique. D'une manière plus spécifique, lorsqu'un gaz inerte est soufflé dans l'acier fondu contenu dans un récipient, de façon à éliminer les inclusions non métalliques, un agent d'affinage, tel que du CaO, peut Atre transporté par le gaz inerte et ainsi soufflé dans l'acier fondu, avec pour conséquence que la désulfuration au stade de la fonte brute peut être entièrement remplacée par la désulfuration
au stade de l'acier fondu. Cela a pour résultat une élimination de" problèmes tels que le traitement compliqué, la chute de tempé-
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sultant de la désulfuration et de la déphosphoration simultanées.
Lorsque la décarburation est suivie par la désulfuration, une réaction à température élevée dans le fer décarburé, qui est thermodynamiquement avantageuse pour la désulfuration, est utilisée. En
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doivent être sélectionnées avec soin pour présenter une faible teneur en soufre en vue d'empêcher le phénomène d'une resulfuration dans le convertisseur.
La présente invention a pour objet principal de prévoir un procédé de préparation d'acier efficace en pratique, dans lequel des techniques d'élimination d'impuretés sont combinées d'une manière systématique en une séquence optimum et dans des conditions d'affinage optimums.
Un procédé de préparation d'acier à étapes d'affinage séparées suivant l'invention. comprend la suite des étapes suivantes:
une première étape d'incorporation d'un oxydant dans de la fonte brute produite par un haut fourneau, ce qui a pour effet de produire une réaction de désiliciation et donc de réduire la teneur en silicium de la fonte brute à une valeur qui n'est pas supé-
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tir de la fonte brute traitée,
une deuxième étape d'incorporation d'un premier agent d'affinage principalement constitué d'un oxydant et d'une matière porteuse d'oxyde de calcium dans la
fonte brute contenue dans un premier récipient, ce qui a pour effet
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teneur en phosphore de la fonte brute à une valeur qui n'est pas supérieure à environ 0,040%, et de séparation du laitier obtenu
à partir de la fonte brute traitée,
une troisième étape de soufflage d'un gaz oxygène à l'intérieur d'un deuxième récipient, ce qui a pour effet de produire
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à une valeur souhaitée, et
une quatrième étape d'incorporation d'un deuxième agent d'affinage principalement constitué de CaO dans l'acier fondu contenu dans un troisième récipient, ce qui a pour effet de produire une réaction de désulfuration.
Dans le procédé suivant la présente invention, l'élimination des impuretés autres que l'impureté objective à éliminer dans chaque étape se produit de manière incidente, mais une telle élimination est indésirable du point de vue de la thermodynamique ain- si qu'il a été expliqué précédemment dans la description de l'état
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être réduite à la valeur spécifiée dans les première, deuxième
et troisième étapes respectivement ou à une valeur inférieure.
C'est-à-dire qu'il n'est pas nécessaire de contrôler les impuretés autres que l'impureté objective dans chacune de ces trois étapes de façon à réduire leur teneur à des valeurs spécifiées. Avan-
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tomber dans la gamme standard avant le commencement de la quatrième étape. Dans la quatrième étape, une désulfuration est effectuée, de préférence conjointement avec l'élimination des inclusions non métalliques. Comme l'affinage dans la quatrième étape est effectué dans une atmosphère réductrice, l'élimination des impuretés autres que le soufre est d'une valeur négligeable.
Suivant La présente invention, il est également prévu un procédé dans lequel seule la fonte brute déphosphorée dans la deuxième étape est retirée du premier récipient, et ensuite le premier récipient conservant le laitier de déphosphoration résultant est utilisé pour effectuer la première étape de désiliciation d'une nouvelle fonte brute provenant d'un haut fourneau. Suivant ce procédé, le laitier de déphosphoration résultant, engendré dans la deuxième étape pour le traitement de déphosphoration d'une fonte brute,n'est pas retiré mais est mis en circulation dans le processus de prétraitement de la fonte brute. Cela entraîne l'élimination à la fois des dispositifs utilisés pour le retrait du laitier de déphosphoration et l'étape de traitement du laitier.
De plus, la perte de fonte brute restant dans le laitier de déphosphoration peut être empêchée puisque le laitier n'est pas retiré après chaque opération de déphosphoration.
D'autres détails et particularités de l'invention ressortiront de la description donnée ci-après, à titre non limitatif
et avec référence aux dessins annexés.
La figure 1 représente un schéma qui illustre les étapes de traitement de la fonte suivant un mode de réalisation de la présente invention. La figure 2 représente un schéma semblable à la figure 1 qui illustre un autre mode de réalisation de la présente invention. La figure 3 représente un graphique qui illustre une relation entre la quantité de rephosphoration à l'étape de désiliciation et la basicité du mélange de laitier de déphosphoration et de laitiers de désiliciation.
Description des modes de réalisation préférés.
Première étape.
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Le premier but de la première étape suivant la présente
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brute produite dans un haut fourneau. La composition de la fonte brute varie en fonction des matières brutes chargées dans le haut fourneau et des conditions de fonctionnement du haut fourneau,
et elle contient d'une manière générale de 4,3 à 4,7% en C, de 0,3 à 0,8% en Si, de 0,4 à 0,9% en Mn, de 0,080 à 0,200% en P
et de 0,015 à 0,0050% en S. Dans la première étape,le silicium de la fonte brute est éliminé au moyen de l'injection d'une petite quantité d'oxygène ou de préférence de l'incorporation d'un oxyde de fer, tel que des battitures de laminage, dans la fonte brute.
Il est également possible de transporter de l'oxyde de fer dans la fonte brute au moyen du gaz oxygène. par l'élimination de silicium, la teneur en silicium est réduite à une valeur qui ne dépasse pas approximativement 0,2%. Un oxydant comprenant de l'oxyde de fer et/ou de l'oxygène peut être incorporé dans la fonte brute
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long du canal de coulée sur le sol de coulée. L'oxydant est remué avec la fonte brute qui s'écoule le long du canal de coulée
à la suite de l'écoulement de la fonte brute dans le canal de coulée ou d'une agitation forcée. D'une autre manière, l'oxydant peut être ajouté dans la fonte brute contenue dans un chariot mélangeur ou remué avec la fonte brute contenue dans ce chariot qui a reçu la fonte brute par écoulement depuis le canal de coulée
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fonte brute au moyen d'un gaz porteur qui comprend du gaz inerte
et de l'oxygène. Le récipient dans lequel la première étape est effectuée peut être une poche de fonte au lieu du chariot mélangeur.
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d'environ 0,50% au niveau d'environ O,15%. En vue de réduire la teneur en silicium à un niveau inférieur à environ 0,10%, la quantité d'oxyde de fer doit être augmentée et l'efficacité de l'opération est alors réduite. Par conséquent il est souhaitable d'effectuer la désiliciation de façon à obtenir une fonte brute présentant une teneur en silicium de l'ordre d'environ 0,10 à environ 0,20%. La quantité d'oxyde de fer destinée à obtenir cet ordre de grandeur de la teneur en silicium est déterminée en se basant sur l'hypothèse que la plupart de l'oxyde de fer est entratnée
à réagir avec le silicium et qu'une petite part entraîne la décarburation et l'oxydation du manganèse. Une matière formant du laitier, telle que du CaO, peut être incorporée dans la fonte brute en plus de l'oxydant. Le laitier résultant de la première étape n'est pas transféré à la deuxième étape mais il est séparé de la fonte brute traitée.
Deuxième étape.
Le premier but de la deuxième étape est la déphosphoration de la fonte brute qui a subi la première étape. La fonte brute est transférée depuis l'installation,où la désiliciation
a été effectuée,au premier récipient, c'est-à-dire un chariot mélangeur, une poche de fonte ou un dispositif analogue, et l'opération de déphosphoration est effectuée par le premier agent d'affinage. Le premier agent d'affinage est principalement constitué d'un oxydant, tel que de l'oxyde de fer sous la forme par exemple de battitures de laminage, et d'une matière portant de l'oxyde de calcium choisie au moins parmi le groupe comprenant du CaO
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pulvérisé de battitures de laminage, de CaO et de CaF dans des proportions en poids de 3 8/2 6/1, par exemple de 4/2/1 et de préférence de 6/4/1. La granulation de ce mélange poudreux peut être établie de façon que la dimension granulaire ne dépasse pas 1 mm. Le premier agent d'affinage préparé par le mélange poudreux mentionné ci-dessus est soufflé dans la fonte brute conjointement avec un gaz porteur, tel qu'un gaz inerte, en une quantité de l'ordre de 30 à 50 kg par tonne de fonte brute, ce qui réduit la teneur en phosphate à un niveau d'environ 0,040% ou moins. Le premier agent d'affinage peut être sous une forme autre que de la
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qui est coûteux, et il ne montre pas une réactivité violente, ce qui a pour conséquence qu'une valeur de déphosphoration prédéterminée peut être économiquement réalisée sans entraîner une érosion considérable du premier récipient. Il est préférable du point de vue de l'efficacité de l'opération que la teneur en phosphore après la déphosphoration ne soit pas inférieure à 0,015%.
Troisième étape.
Le premier but de la troisième étape est la décarburation. La fonte brute obtenue dans les étapes précédentes et présentant
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une teneur en phosphore qui n'est pas supérieure à environ 0,040% est chargée dans un deuxième récipient qui peut être un convertisseur ou un autre récipient adapté pour effectuer la décarburation. Un récipient identique peut être utilisé à la fois pour la deuxième étape et pour la troisième étape pourvu que le laitier de déphosphoration obtenu soit séparé de la fonte brute à décarburer. La fonte brute est chargée par exemple dans un convertisseur conjointement avec de la ferraille de fer et elle est soumise à un soufflage de décarburation pour réduire sa teneur en carbone à un
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niveau souhaité qui peut être situé ou non à l'intérieur de la gamme standard du produit d'acier final. Dans la troisième étape,
la composition et la quantité du laitier ne sont pas déterminées
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elles sont déterminées de manière suffisante uniquement pour la protection de la matière de construction du deuxième récipient.
Pour la protection de la matière de construction des convertisseurs
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rement calcinée sont ajoutés, à titre de matières premières auxiliaires, dans les convertisseurs, par tonne de fonte. Lorsque la teneur en phosphore réduite dans la deuxième étape n'est pas suffisamment faible en comparaison du produit d'acier final, les quantités de chaux vive et de dolomite peuvent être légèrement augmentées ou diminuées par rapport à celles jugées suffisantes pour
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Quatrième étape.
Le premier but de la quatrième étape est la désulfuration de l'acier fondu disilicié, déphosphoré et décarburé. Ainsi qu'il est souhaitable, avant le démarrage de la quatrième étape, les teneurs en silicium, phosphore et carbone de l'acier fondu sont situées dans les gammes standards respectives du produit d'acier final.
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troisième récipient, par exemple une poche, au moyen d'un deuxième agent d'affinage qui est principalement constitué de poudre de
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me agent d'affinage et son gaz porteur, par exemple du gaz argon, peuvent être soufflés à l'intérieur de l'acier fondu contenu dans une poche de façon que le deuxième agent d'affinage soit incorporé dans l'acier fondu en une quantité de l'ordre de 0,5 à 6 kg, de préférence d'environ 2 kg, par tonne d'acier fondu. Comme résultat de ce soufflage, la teneur en soufre est réduite à un niveau inférieur à la valeur standard du produit d'acier final. La teneur en soufre peut être réduite du niveau d'environ 0,030% au niveau d'environ 0,010% dans la quatrième étape.
L'ajustement de la teneur en soufre dans la quatrième étape, qui a pour effet l'obtention de l'acier ayant la composition finale souhaitée, est avantageux dans le fait que la réaction de désulfuration est plus susceptible d'avoir lieu étant donné la température plus élevée de la fonte que dans les première et deuxième étape; les conditions d'affinage de la quatrième étape sont ajustées en tenant compte uniquement de la réaction de désulfuration des réactions d'affinage. Par ailleurs, dans les procédés courants, lorsqu'une tentative était
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allant jusqu'à 0,010% en S, une unité des agents d'affinage utilisée pour réduire la teneur en impuretés déferait désavantageusement élevée ou, si cette unité était maintenue basse, la teneur en impuretés autres que le soufre ne pouvait pas être réduite au niveau souhaité. Cependant, suivant la présente invention, la combinaison des étapes de traitement efficace rend possible d'obtenir des ef-
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préparation d'acier.
La figure 1 illustre un mode de réalisation du procédé de préparation d'acier suivant la présente invention. La fonte brute est soumise à la désiliciation, en utilisant par exemple un oxyde de fer, au sol de coulée d'un haut fourneau ou dans des chariots mélangeurs qui peuvent occasionnellement être appelés chariots "torpédo " dans l'industrie de l'acier. Le laitier résultant est séparé de la fonte brute désiliciée par raclage du laitier à partir des chariots mélangeurs. La déphosphoration est effectuée dans des chariots mélangeurs.
Ce sont les mêmes chariots mélangeurs que ceux utilisés pour la désiliciation dans le cas où la désiliciation n'est pas effectuée sur le sol de coulée, Après la déphosphoration, le laitier de déphosphoration résultant est séparé de la fonte brute par transfert de la fonte brute dëphosphorée dans une poche de fonte et par abandon du laitier de déphosphoration résultant dans les chariots mélangeurs à l'aide d'un élément d'écartement du laitier. Le laitier de déphosphoration restant dans les chariots mélangeurs est complètement prélevé des chariots mélangeurs à un dépôt de laitier prédéterminé et il est ensuite soumis à une élimination de laitier. Les chariots mélangeurs vides sont alors retournés à l'étape de désiliciation de façon à les utiliser pour la désiliciation de fonte brute en provenance du haut fourneau.
Dans ce mode de réalisation illustré sur la figure 1, un emplacement établi d'une manière permanente pour le laitier déchargé et une durée de vidage des chariots mélangeurs de l'ordre de 5 minutes ou davantage sont nécessaires. De plus, la fonte brute dans le laitier déchargé est désavantageusement perdue. Les désavan-. tages du mode de réalisation mentionné ci-dessus peuvent être complètement éliminés par un autre mode de réalisation de la présente invention dans lequel la fonte brute déphosphorée est prélevée à partir du laitier de déphosphoration et le laitier de déphosphoration reste à l'intérieur du premier récipient; en outre ce premier récipient dans lequel le laitier de déphosphoration reste est utilisé pour recevoir et désilicier une nouvelle fonte brute en provenance du haut fourneau. Si l'on se réfère à la figure 2 dans laquelle un mode
de réalisation de la présente invention est illustré par un schéma, de la fonte brute en provenance d'un haut fourneau est en premier lieu désiliciée par incorporation d'un agent de désiliciation, par exemple d'un oxyde de fer sous la forme de battitures de laminage, par exemple sur le solde coulée, et la fonte brute désiliciée est amenée dans des chariots mélangeurs. D'une autre manière, la fonte brute en provenance du haut fourneau est amenée dans des chariots mélangeurs et elle est désiliciée de manière préliminaire dans les chariots mélangeurs par incorporation de l'agent de désiliciation à l'intérieur des chariots mélangeurs.
Ensuite, le laitier de désiliciation obtenu est séparé de la fonte brute et cette fonte brute est alors soumise à une déphosphoration par incorporation du premier agent d'affinage qui comprend un agent d'affinage sous la forme d'un mélange fondant de battitures de la-
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depuis les chariots mélangeurs à l'intérieur d'une ou de plusieurs poches de fonte, tandis que le laitier de déphosphoration résultant reste dans les chariots mélangeurs. La ou les poches de fonte préparées pour recevoir la fonte brute déphosphorée sont transférées vers l'étape de préparation d'acier à l'aide d'un convertis-
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qui a été contenue dans les chariots mélangeurs est transférée à cette étape de préparation d'acier par le convertisseur. Les étapes de préparation d'acier décrites précédemment et illustrées
sur la figure 2 sont les mêmes que celles illustrées sur la figure
1. Cependant, le laitier de déphosphoration restant dans les chariots mélangeurs n'est pas déchargé. Le laitier de déphosphoration, <EMI ID=37.1>
qui maintient sa température élevée, est retourné à l'étape de désiliciation d'une nouvelle fonte brute en provenance du haut fourneau. Dans l'étape de désiliciation, le laitier de désiliciation,
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ensuite désiliciée sur le sol de coulée, sont amenés ensemble dans les chariots mélangeurs qui contiennent le laitier de déphosphoration. D'une autre manière, la fonte brute peut être amenée à partir du haut fourneau dans les chariots mélangeurs et la désiliciation est effectuée ensuite par incorporation d'un agent de désiliciation à l'intérieur de la fonte brute contenue dans les chariots mélangeurs. Dans l'étape de désiliciation, un mélange de laitier de désiliciation et de laitier de déphosphoration est formé. Après que Je silicium de la masse fondue a diminué au niveau souhaité,
le mélange de laitiers de désiliciation et de déphosphoration est raclé à partir des chariots mélangeurs de sorte que la fonte brute reste dans les chariots mélangeurs. Le premier agent d'affinage comprenant un agent de déphosphoration est ensuite incorporé dans la fonte brute pour la déphosphorer. Ensuite, seule la fonte brute déphosphorée est transférée à partir des chariots mélangeurs vers un ou des récipients séparés des chariots mélangeurs. Ce ou ces récipients sont transférés à l'étape de préparation d'acier par un convertisseur.
Les chariots mélangeurs, dans lesquels soit la déphosphoration soit la désiliciation suivie d'une déphosphoration est effectuée, contiennent encore le laitier de déphosphoration lorsque ce laitier est séparé de la masse fondue, et ces chariots mélangeurs sont transférés à l'étape de désiliciation sans prélèvement du laitier de déphosphoration à partir des chariots mélangeurs. Il résulte de ce transfert qu'il est possible d'éliminer l'opération de déchargement du laitier de déphosphoration qui présente <EMI ID=39.1>
une faible capacité d'écoulement et d'empêcher aussi la perte de fonte dans le laitier.
D'une manière incidente des interrogations ont été soulevées au sujet de la rephosphoration à partir du mélange de laitiers de désiliciation et de déphosphoration. Cependant, il a été confirmé qu'aucune rephosphoration de la fonte brute à partir de ce mélange de laitiers ne se produisait à l'étape de désiliciation dans une condition de laitier. Cette condition ressort de la figure 3 et est que le rapport CaO/SiO qui détermine la distribution de phosphore entre le laitier de déphosphoration et la fonte brute ne
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tion et de déphosphoration est de 1,5 à 2,8 et qu'il n'a donc pas pour effet une rephosphoration.
TABLEAU 1
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Si la basicité du mélange de laitiers de désiliciation et de déphosphoration est inférieure à 1,5, du CaO est ajouté à
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Les modes de réalisation et agents d'affinage décrits cidessus sont prévus comme étant illustratifs et non limitatifs:
le processus de préparation d'acier à partir de fonte brute pour former de l'acier fondu est divisé en quatre étapes séparées destinées à réduire les impuretés respectives au niveau souhaité, et <EMI ID=43.1>
ce de désiliciation, déphosphoration, décarburation et désulfuration, cette séquence de quatre étapes séparées étant la caractéristique de l'invention. Il faut entendre en particulier des descriptions précédentes que la présente invention comprend les modes de réalisation suivants.
Au moins dans l'une des première et deuxième étapes, au moins un élément choisi parmi le groupe comprenant de l'oxyde de fer et du gaz oxygène, de préférence de l'oxyde de fer, est utilisé comme oxydant.
Un gaz inerte ou du gaz oxygène, c'est-à-dire un des agents oxydants de la première et de la deuxième étape, peut être utilisé pour transporter les agents solides dans les étapes respectives et les agents solides sont soufflés conjointement avec
le gaz inerte ou le gaz oxygène dans la fonte brute.
La première étape est effectuée en un ou plusieurs endroits, c'est-à-dire au canal de coulée formé sur le sol de coulée d'un haut fourneau, dans le chariot mélangeur et dans la poche de fonte, la deuxième étape étant effectuée dans le chariot mélangeur et/ou la poche de fonte.
La présente invention est décrite d'une manière plus détaillée à l'aide des exemples ci-après, sans être pour autant limitée par ces derniers.
Exemple 1
Le Tableau II ci-dessous donne un exemple de composition de fonte traitée par le procédé de préparation d'acier et il montre chaque étape d'affinage séparée.
TABLEAU II
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La fonte brute donnée dans le Tableau II est soumise aux étapes suivantes. Approximativement 22 kg de battitures de laminage par tonne de fonte brute sont jetés dans la fonte brute coulée à un canal de coulée du sol de coulée d'un haut fourneau de façon à effectuer la désiliciation. Après la séparation du laitier résultant, la fonte brute contenue dans les chariots mélangeurs est soumise à une déphosphoration par soufflage, à l'aide de gaz argon, d'environ 37 kg d'un fondant mixte (premier agent d'affinage) par tonne de fonte brute, ce fondant étant composé
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tions en poids de 6/4/1. Ensuite, la fonte brute et 7 kg de
CaO et 8 kg d'une dolomite légèrement calcinée par tonne de fonte brute sont chargés dans un convertisseur LD présentant une capacité de 250 tonnes. Le soufflage de décarburation est effectué et environ 24 kg de laitier par tonne d'acier fondu sont formés.
L'acier fondu est reçu dans une poche de 250 tonnes à la coulée suivant le soufflage de décarburation, tandis qu'on supprime au maximum l'introduction du laitier du convertisseur à l'intérieur de la poche. 2,4 Tcg d'aluminium par tonne d'acier fondu sont introduits dans l'acier fondu de la poche pour désoxyder l'acier. Une lance de soufflage de gaz argon est alors avancée et introduite
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sont soufflés à l'intérieur de l'acier fondu de façon à mélanger
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agent d'affinage) par tonne d'acier fondu.
Exemple 2
La fonte brute en provenance d'un haut fourneau est désilicié dans des chariots mélangeurs et le laitier de désiliciation résultant est raclé à partir des chariots mélangeurs. 37 kg
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sont incorporés dans la fonte brute, mélangés et malaxés avec celle-ci tout en restant dans les chariots mélangeurs, de façon
à effectuer la déphosphoration. Une poche est préparée pour recevoir la fonte brute ainsi traitée et cette fonte brute est amenée à l'étape de préparation d'acier utilisant un convertisseur. Le laitier de déphosphoration reste dans les chariots mélangeurs lorsque la fonte brute déphosphorée est coulée dans la poche et ensuite les chariots mélangeurs contenant le laitier de déphosphoration sont retournés à l'étape de désiliciation. Ces chariots mélangeurs reçoivent la fonte brute désiliciée et le laitier résultant qui est formé dans l'étape de désiliciation sur le sol de coulée à la suite de l'incorporation de battitures de laminage.
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Ni une rephosphoration ni une resulfuration à partir des laitiers de désiliciaticn et de déphosphoration ne sont observées lorsque la fonte brute est contenue dans les chariots mélangeurs. Le mélange de laitiers formé dans les chariots mélangeurs comme un résultat du mélange des laitiers de désiliciation et de déphosphoration est de 45 kg/tonne de fonte brute et il présente un rap-
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partir des chariots mélangeurs et la fonte brute restante est déphosphorée par un fondant de déphosphoration (premier agent d'affinage) qui est constitué de battitures de laminage, de CaO et
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d'injection. Le laitier de déphosphoration formé à l'étape de déphosphoration est de 25 kg par tonne de fonte brute. La fonte brute ainsi déphosphorée est transférée des chariots mélangeurs à
une poche et elle est ensuite transportée dans un convertisseur.
La quantité totale de laitier de déphosphoration reste dans les chariots mélangeurs et elle est retournée à l'étape de désiliciation comme décrit précédemment. La décarburation et la désulfuration sont effectuées comme décrit dans l'Exemple 1.
Le Tableau III ci-dessous montre la composition de la fonte brute traitée comme décrit ci-dessus.
TABLEAU III
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Exemple 3
La désiliciation de fonte brute est effectuée dans les conditions suivantes.
1. Quantité de fonte brute traitée: 250 tonnes.
2. Oxyde de fer: 23 kg de minerai de fer/tonne de fonte brute.
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tonne de fonte brute.
4. Débit du gaz porteur: 8,3 m<3>N/minute.
5. Vitesse d'incorporation de l'oxyde de fer: 200 kg/minute
6. Température de la fonte brute: 1350[deg.]C au commencement
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7. Durée du traitement: 30 minutes.
8. Installation de désiliciation: poche de fonte.
9. Laitier: le laitier résultant formé à la désiliciation est de 18 kg par tonne de fonte brute. Le laitier est raclé à partir de la poche de fonte inclinée.
La déphosphoration est effectuée dans les conditions suivantes.
1. Premier agent d'affinage: 21 kg de battitures de laminage, 28 kg de CaCO et 3 kg de CaF par tonne de fonte brute
sont jetés sur la fonte brute et 3,5 m<3>N de gaz oxygène par tonne de fonte brute sont soufflés sur cette fonte. Le débit du gaz oxygène est de 55 m<3>N/minute. On agite les battitures de laminage,
<EMI ID=57.1>
d'agitation.
<EMI ID=58.1>
et 1370 [deg.]C à la fin.
<EMI ID=59.1>
utilisée pour la désiliciation mais ne contenant pas le laitier
de désiliciation.
5. Laitier: le laitier résultant formé à la désiliciation est de 28 kg par tonne de fonte brute et il est raclé à partir
de la poche de fonte.
La décarburation et la désulfuration sont effectuées comme décrit dans l'Exemple 1. Le Tableau IV ci-dessous donne la composition de la fonte brute à chaque étape.
TABLEAU IV
<EMI ID=60.1>
Exemple 4
La désiliciation de fonte brute est effectuée dans les conditions suivantes.
1. Quantité de fonte brute traitée: 250 tonnes.
2. Oxyde de fer : 35 kg de battitures de laminage/tonne de fonte brute.
3. CaO : 3 kg/tonne de fonte brute.
<EMI ID=61.1>
minute en fournissant une quantité de 0,4 m<3>N par tonne de fonte brute.
<EMI ID=62.1>
6. Durée du traitement: 20 minutes.
7. Installation de désiliciation: chariots mélangeurs.
8. Laitier: le laitier résultant formé à la désiliciati.on
<EMI ID=63.1>
partir des chariots mélangeurs.
La déphosphoration est effectuée comme décrit dans l'Exemple 3. Cependant, comme la désiliciation est effectuée dans les chariots mélangeurs, la poche de fonte est utilisée uniquement pour la déphosphoration'. La décarburation et la désulfuration sont effectuées comme décrit dans l'Exemple 1. Le Tableau V donne la com-
<EMI ID=64.1>
TABLEAU V
<EMI ID=65.1>
Exemple 5
La désiliciation, la décarburation et la désulfuration de
250 tonnes de fonte brute sont effectuées comme décrit dans l'Exemple 1. La déphosphoration est effectuée dans les conditions suivantes.
1. Premier agent d'affinage: 14 kg de battitures de lamina-
<EMI ID=66.1>
sont transportés par du gaz oxygène et soufflés à l'intérieur de la fonte brute conjointement avec le gaz oxygène qui est incorporé
en une quantité de 0,8 m<3>N par tonne de fonte brute. Le débit du gaz oxygène est de 8 m<3>N/minute. Les battitures de laminage, le
<EMI ID=67.1>
2. Température de la fonte brute: 14000C au commencement et 1355 [deg.]C à la fin.
3. Durée de traitement: 30 minutes.
4. Installation de déphosphoration: chariots mélangeurs. La fonte brute désiliciée avec le laitier résultant est transférée dans des chariots mélangeurs et ce laitier est raclé à partir des chariots mélangeurs. Après la déphosphoration, le laitier résultant en une quantité de 25 kg par tonne de fonte brute n'est pas prélevé à partir des chariots mélangeurs mais transféré à l'étape de désiliciation.
Le Tableau VI donne la composition de la fonte brute à chaque étape.
TABLEAU VI
<EMI ID=68.1>
Exemple 6
La désiliciation, la décarburation et la désulfuration sont effectuées comme décrit dans l'Exemple 1. La déphosphoration est effectuée comme décrit dans l'exemple 3. Les laitiers de désiliciation et de déphosphoration sont raclés à partir des chariots mélangeurs et respectivement à partir de la poche de fonte.
Le Tableau VII donne la composition de la fonte à chaque étape.
TABLEAU VII
<EMI ID=69.1>
Exemple 7
Le procédé de l'Exemple 3 est répété. Cependant, on jette uniquement les battitures de laminage du premier agent d'affinage sur la fonte brute et la chaux vive et le CaF2 du premier agent d'affinage sont soufflés conjointement avec du gaz oxygène, c'està-dire le gaz porteur, et un composant du premier agent d'affinage.
Le Tableau VI donne la composition de la fonte à chaque étape.
"Process for the preparation of steel with separate refining stages" <EMI ID = 1.1>
The present invention relates to a process for the preparation of steel and more particularly to a process for the preparation of steel comprising a series of refining steps for converting the pig iron obtained from a blast furnace into molten steel.
Recently, in conjunction with the development of extremely low sulfur steels and extremely low phosphorus steels, more stringent demands have been placed on the dephosphorization and desulfurization of the steel preparation process. In the traditional steel preparation process, most of the impurities, such as silica, phosphorus, sulfur and carbon, are removed in the blowing step which uses a converter, which has the effect that the load that the converter has to carry in the steel preparation operation becomes high.
According to a known process, which tends to attenuate the load of the converter and to simplify the adjustment of each component of the pig iron, several impurities are eliminated at the stage of the pig iron while in the converter, it is mainly a decarburization which is done. An example of the known method mentioned above is that described
in the Japanese patent application made available to the public
127.421 / 1977, in which a desiliconization is carried out with iron oxide or oxygen, followed by a dephosphorization
<EMI ID = 2.1>
at the pig iron stage is desirable from the point of view of reducing the converter load. However, from the point of view of desulfurization and dephosphorization reactions, the desulfurization process is advantageously carried out under a
<EMI ID = 3.1>
low content. FeO while the dephosphorization treatment is advantageously carried out under an oxidizing atmosphere, that is to say with a slag having a high FeO content. Consequently, the conditions for effective desulfurization and dephosphorization are contradictory. In accordance with this, simultaneous desulfurization and dephosphorization are not effective.
<EMI ID = 4.1>
a practical operation.
The two types of refining agents mentioned below are mainly used today for simultaneous desulfurization and dephosphorization. Indeed one of the agents
<EMI ID = 5.1>
CaO and an oxidant such as rolling mills, iron ore, oxygen gas and the like. As illustrated in the patent application in Japan made available to the public n [deg.] 127.421 / 1977, Na CO is an effective flux for the simultaneous desulfurization and dephosphoration of a low-grade pig iron made of silicon, since
<EMI ID = 6.1>
is a base. In the dephosphorization reaction, the reaction between 0, Na20 and P, which can be formulated as follows
<EMI ID = 7.1>
takes place while, in the desulfurization reaction, the reaction between Na2O and S takes place which can be formulated as follows:
<EMI ID = 8.1>
<EMI ID = 9.1>
not suitable for practical application of desulfurization and dephosphorization.
As regards simultaneous desulfurization and dephosphorization by means of a refining agent based on an oxidant and CaO, the conditions for effective desulfurization and dephosphorization are also contradictory, as explained above and an excess of CaO is necessary to carry out the desulfurization under an oxidizing atmosphere or in the presence of the oxidizing agent. The simultaneous desulphurization and dephosphorization are therefore of low efficiency and therefore the desulphurization and dephosphorization processes must be carried out in two separate stages.
<EMI ID = 10.1>
phore and sulfur are removed in the pig iron stage, and various proposals have been made for the removal of silicon and the like. However, if three stages of desiliconization, dephosphorization and desulfurization are respectively applied for the treatment of pig iron, not only the process of steel preparation becomes complicated but the drop in temperature of pig iron during the treatment is so noticeable that the industrialization of this three-step process? becomes difficult.
Since the elimination and form control of non-metallic inclusions have recently been required to meet the more stringent demands for the production of pure steels, the development of a secondary refining process after steel casting, such as an inert gas blowing and degassing is planned.
Desulfurization, desiliconization and dephosphorization described above are carried out separately or several of them occur continuously or simultaneously according to the various previous proposals. However, a process for treating all impurities in the cast iron in which the individual divided steps are combined in a systematic manner so as to produce an efficient refining technique has not yet been proposed.
A process for the preparation of steel in which the desiliconization and the dephosphorization take place in the pig iron stage and in which, in the molten steel stage, not only the removal of non-metallic inclusions is carried out but also the is considered to be more effective
as the processes according to the prior art. More specifically, when an inert gas is blown into the molten steel contained in a container, so as to remove non-metallic inclusions, a refining agent, such as CaO, can be transported by the gas. inert and thus blown into the molten steel, with the consequence that desulphurization at the stage of pig iron can be entirely replaced by desulphurization
at the molten steel stage. This results in the elimination of "problems such as complicated treatment, falling temperatures,
1 <EMI ID = 11.1>
resulting from simultaneous desulfurization and dephosphorization.
When decarburization is followed by desulfurization, a high temperature reaction in decarburized iron, which is thermodynamically advantageous for desulfurization, is used. In
<EMI ID = 12.1>
must be carefully selected to have a low sulfur content in order to prevent the phenomenon of resulfurization in the converter.
The main object of the present invention is to provide a method of preparing steel which is effective in practice, in which techniques for removing impurities are systematically combined in an optimum sequence and under optimum refining conditions.
A process for the preparation of steel with separate refining steps according to the invention. includes the following steps:
a first stage of incorporation of an oxidant in pig iron produced by a blast furnace, which has the effect of producing a desiliconization reaction and therefore of reducing the silicon content of pig iron to a value which doesn ' is not higher
<EMI ID = 13.1>
firing of processed pig iron,
a second step of incorporating a first refining agent mainly consisting of an oxidant and a material carrying calcium oxide in the
pig iron contained in a first container, which has the effect
<EMI ID = 14.1>
phosphorus content of pig iron at a value not more than about 0.040%, and of separation of the slag obtained
from the processed pig iron,
a third step of blowing an oxygen gas inside a second container, which has the effect of producing
<EMI ID = 15.1>
to a desired value, and
a fourth step of incorporating a second refining agent mainly consisting of CaO in the molten steel contained in a third container, which has the effect of producing a desulfurization reaction.
In the process according to the present invention, the removal of impurities other than the objective impurity to be removed in each step occurs incidentally, but such removal is undesirable from the point of view of thermodynamics as well as previously explained in the description of the condition
<EMI ID = 16.1>
be reduced to the value specified in the first, second
and third steps respectively or at a lower value.
That is, it is not necessary to control impurities other than objective impurity in each of these three stages so as to reduce their content to specified values. Avan-
<EMI ID = 17.1>
<EMI ID = 18.1>
fall into the standard range before the start of the fourth stage. In the fourth step, desulfurization is carried out, preferably in conjunction with the removal of non-metallic inclusions. As the refining in the fourth step is carried out in a reducing atmosphere, the removal of impurities other than sulfur is of negligible value.
According to the present invention, there is also provided a method in which only the dephosphorized pig iron in the second step is removed from the first container, and then the first container retaining the resulting dephosphorization slag is used to carry out the first desiliconization step. a new pig iron from a blast furnace. According to this process, the resulting dephosphorization slag, generated in the second step for the dephosphorization treatment of a pig iron, is not removed but is put into circulation in the process of pretreatment of pig iron. This results in the elimination of both the devices used for removing the dephosphorization slag and the slag treatment step.
In addition, the loss of pig iron remaining in the dephosphorization slag can be prevented since the slag is not removed after each dephosphorization operation.
Other details and particularities of the invention will emerge from the description given below, without implied limitation.
and with reference to the accompanying drawings.
FIG. 1 represents a diagram which illustrates the stages of treatment of cast iron according to an embodiment of the present invention. Figure 2 shows a diagram similar to Figure 1 which illustrates another embodiment of the present invention. FIG. 3 represents a graph which illustrates a relation between the amount of rephosphoration in the desiliconization stage and the basicity of the mixture of slag of dephosphorization and slag of desiliconization.
Description of the preferred embodiments.
First stage.
<EMI ID = 19.1>
The first goal of the first step following this
<EMI ID = 20.1>
raw produced in a blast furnace. The composition of pig iron varies according to the raw materials loaded in the blast furnace and the operating conditions of the blast furnace,
and it generally contains from 4.3 to 4.7% in C, from 0.3 to 0.8% in Si, from 0.4 to 0.9% in Mn, from 0.080 to 0.200% in P
and from 0.015 to 0.0050% in S. In the first step, the silicon in the pig iron is removed by means of the injection of a small quantity of oxygen or preferably by the incorporation of an oxide of iron, such as rolling mills, in pig iron.
It is also possible to transport iron oxide in pig iron using oxygen gas. by removing silicon, the silicon content is reduced to a value which does not exceed approximately 0.2%. An oxidant comprising iron oxide and / or oxygen can be incorporated in the pig iron
<EMI ID = 21.1>
along the pouring channel on the pouring floor. The oxidant is stirred with the pig iron which flows along the runner
following the flow of pig iron into the runner or forced agitation. In another way, the oxidant can be added to the pig iron contained in a mixing carriage or stirred with the pig iron contained in this carriage which received the pig iron by flow from the pouring channel
<EMI ID = 22.1>
pig iron by means of a carrier gas which includes inert gas
and oxygen. The container in which the first step is carried out can be a cast iron pocket instead of the mixing carriage.
<EMI ID = 23.1>
from about 0.50% to the level of about 0.15%. In order to reduce the silicon content to a level below about 0.10%, the amount of iron oxide must be increased and the efficiency of the operation is then reduced. Consequently, it is desirable to carry out the desiliconization so as to obtain a pig iron having a silicon content of the order of about 0.10 to about 0.20%. The quantity of iron oxide intended to obtain this order of magnitude of the silicon content is determined based on the assumption that most of the iron oxide is entrained
to react with silicon and that a small part causes decarburization and oxidation of manganese. A slag-forming material, such as CaO, can be incorporated into the pig iron in addition to the oxidant. The slag resulting from the first stage is not transferred to the second stage but it is separated from the treated pig iron.
Second step.
The first goal of the second stage is the dephosphorization of the pig iron which underwent the first stage. The pig iron is transferred from the installation, where the desiliconization
was carried out at the first container, that is to say a mixing trolley, a cast iron ladle or the like, and the dephosphorization operation is carried out by the first refining agent. The first refining agent consists mainly of an oxidizing agent, such as iron oxide in the form, for example, of milling scale, and of a material carrying calcium oxide chosen at least from the group including CaO
<EMI ID = 24.1>
sprayed with rolling mills, CaO and CaF in proportions by weight of 3 8/2 6/1, for example 4/2/1 and preferably 6/4/1. The granulation of this powdery mixture can be established so that the granular dimension does not exceed 1 mm. The first refining agent prepared by the above-mentioned powder mixture is blown into the pig iron together with a carrier gas, such as an inert gas, in an amount of the order of 30 to 50 kg per tonne of iron crude, which reduces the phosphate content to a level of about 0.040% or less. The first ripening agent may be in a form other than
<EMI ID = 25.1>
which is expensive, and it does not show a violent reactivity, which means that a predetermined dephosphorization value can be economically achieved without causing considerable erosion of the first container. It is preferable from the point of view of the efficiency of the operation that the phosphorus content after the dephosphorization is not less than 0.015%.
Third step.
The first goal of the third stage is decarburization. The pig iron obtained in the previous stages and presenting
<EMI ID = 26.1>
a phosphorus content which is not more than about 0.040% is loaded into a second container which may be a converter or another container suitable for carrying out decarburization. An identical container can be used both for the second stage and for the third stage, provided that the dephosphorization slag obtained is separated from the pig iron to be decarburized. The pig iron is loaded for example in a converter together with scrap iron and it is subjected to a decarburization blowing to reduce its carbon content to a
t <EMI ID = 27.1>
desired level which may or may not be within the standard range of the final steel product. In the third step,
the composition and quantity of the slag is not determined
<EMI ID = 28.1>
they are determined sufficiently only for the protection of the construction material of the second container.
For the protection of the building material of converters
<EMI ID = 29.1>
Rarely calcined are added, as auxiliary raw materials, in converters, per ton of pig iron. When the phosphorus content reduced in the second stage is not low enough compared to the final steel product, the amounts of quicklime and dolomite may be slightly increased or decreased compared to those considered sufficient to
<EMI ID = 30.1>
Fourth step.
The first goal of the fourth step is the desulfurization of molten disilicon, dephosphorus and decarburized steel. As is desirable, before the start of the fourth stage, the silicon, phosphorus and carbon contents of the molten steel are situated in the respective standard ranges of the final steel product.
<EMI ID = 31.1>
third container, for example a pouch, by means of a second refining agent which consists mainly of powdered
<EMI ID = 32.1>
the refining agent and its carrier gas, for example argon gas, can be blown inside the molten steel contained in a ladle so that the second refining agent is incorporated into the molten steel in a amount of the order of 0.5 to 6 kg, preferably about 2 kg, per tonne of molten steel. As a result of this blowing, the sulfur content is reduced to a level below the standard value of the final steel product. The sulfur content can be reduced from the level of about 0.030% to the level of about 0.010% in the fourth step.
The adjustment of the sulfur content in the fourth step, which has the effect of obtaining steel having the desired final composition, is advantageous in that the desulfurization reaction is more likely to take place given the higher temperature of the cast iron than in the first and second stage; the refining conditions of the fourth step are adjusted by taking account only of the desulfurization reaction of the refining reactions. Furthermore, in current methods, when an attempt was
<EMI ID = 33.1>
up to 0.010% S, a unit of the refining agents used to reduce the impurity content would disadvantageously be high or, if this unit was kept low, the content of impurities other than sulfur could not be reduced to the level wish. However, according to the present invention, the combination of effective treatment steps makes it possible to obtain ef-
<EMI ID = 34.1>
steel preparation.
FIG. 1 illustrates an embodiment of the process for preparing steel according to the present invention. Raw pig iron is subjected to desiliconization, for example using an iron oxide, on the casting floor of a blast furnace or in mixing trolleys which can occasionally be called "torpedo" trolleys in the steel industry. The resulting slag is separated from the silicate pig iron by scraping the slag from the mixing trolleys. The dephosphorization is carried out in mixing trolleys.
These are the same mixing trolleys as those used for the desiliconization in the case where the desiliconization is not carried out on the pouring ground, After the dephosphorization, the resulting dephosphorization slag is separated from the pig iron by transfer of the pig iron dephosphorée in a cast iron pocket and by abandoning the dephosphorization slag resulting in the mixing carts using a slag spacer. The dephosphorization slag remaining in the mixing carriages is completely removed from the mixing carriages at a predetermined slag deposition and is then subjected to slag removal. The empty mixing carriages are then returned to the desiliconization step so as to use them for the desiliconization of pig iron from the blast furnace.
In this embodiment illustrated in Figure 1, a permanently established location for the slag discharged and an emptying time of the mixing carriages of the order of 5 minutes or more is required. In addition, the pig iron in the slag discharged is disadvantageously lost. The disadvantaged. stages of the above-mentioned embodiment can be completely eliminated by another embodiment of the present invention in which the dephosphorized pig iron is taken from the dephosphorization slag and the dephosphorization slag remains inside the first container ; in addition, this first container in which the dephosphorization slag remains is used to receive and desilicate a new pig iron from the blast furnace. If we refer to Figure 2 in which a mode
embodiment of the present invention is illustrated by a diagram, the pig iron from a blast furnace is first desiliciated by incorporation of a desiliciating agent, for example an iron oxide in the form of scale rolling, for example on the casting balance, and the desiliciated pig iron is brought into mixing trolleys. In another way, the pig iron from the blast furnace is brought into mixing carriages and it is preliminary desiliciated in the mixing carriages by incorporation of the desiliciating agent inside the mixing carriages.
Then, the silica slag obtained is separated from the pig iron and this pig iron is then subjected to a dephosphorization by incorporation of the first refining agent which comprises a refining agent in the form of a melting mixture of scale from the -
<EMI ID = 35.1>
from the mixing carriages inside one or more pockets of cast iron, while the resulting dephosphorization slag remains in the mixing carriages. The iron ladle (s) prepared to receive the dephosphorized crude iron are transferred to the steel preparation stage using a converter
<EMI ID = 36.1>
which was contained in the mixing carriages is transferred to this stage of steel preparation by the converter. The steel preparation steps described above and illustrated
in Figure 2 are the same as those illustrated in Figure
1. However, the phosphorus slag remaining in the mixing carriages is not discharged. The dephosphorization slag, <EMI ID = 37.1>
which maintains its high temperature, is returned to the desiliconization stage of a new pig iron from the blast furnace. In the desiliconization stage, the desiliconization slag,
<EMI ID = 38.1>
then desiliciated on the pouring floor, are brought together in the mixing carriages which contain the dephosphorization slag. In another way, the pig iron can be brought from the blast furnace into the mixing carriages and the desiccation is then carried out by incorporation of a desiccating agent inside the pig iron contained in the mixing carriages. In the desiliconization step, a mixture of desilicon slag and dephosphorizing slag is formed. After the silicon melt has decreased to the desired level,
the mixture of desiliconization and dephosphorization slags is scraped from the mixing carriages so that the pig iron remains in the mixing carriages. The first refining agent comprising a dephosphorizing agent is then incorporated into the pig iron to dephosphorize it. Then, only the dephosphorized pig iron is transferred from the mixing carriages to one or more receptacles separate from the mixing carriages. This or these containers are transferred to the steel preparation step by a converter.
The mixing carriages, in which either the dephosphorization or the desilicon followed by a dephosphorization is carried out, still contain the dephosphorization slag when this slag is separated from the melt, and these mixer carriages are transferred to the desiliconization step without removal dephosphorization slag from the mixing trolleys. It follows from this transfer that it is possible to eliminate the operation of discharging the dephosphorization slag which has <EMI ID = 39.1>
low flow capacity and also prevent loss of pig iron in the slag.
Incidentally questions have been raised about rephosphorization from the mixture of slag desilicon and dephosphorization. However, it has been confirmed that no rephosphorization of pig iron from this slag mixture occurs at the desiliconization stage in a slag condition. This condition emerges from FIG. 3 and is that the CaO / SiO ratio which determines the distribution of phosphorus between the dephosphorization slag and the pig iron
<EMI ID = 40.1>
tion and dephosphoration is 1.5 to 2.8 and therefore does not have the effect of rephosphoration.
TABLE 1
<EMI ID = 41.1>
If the basicity of the mixture of desiliconization and dephosphorization slags is less than 1.5, CaO is added to
<EMI ID = 42.1>
The embodiments and refining agents described above are intended to be illustrative and not limiting:
the process of preparing steel from pig iron to form molten steel is divided into four separate stages intended to reduce the respective impurities to the desired level, and <EMI ID = 43.1>
that of desiliconization, dephosphorization, decarburization and desulfurization, this sequence of four separate stages being the characteristic of the invention. It is to be understood in particular from the preceding descriptions that the present invention includes the following embodiments.
At least in one of the first and second steps, at least one element chosen from the group comprising iron oxide and oxygen gas, preferably iron oxide, is used as an oxidant.
An inert gas or oxygen gas, i.e. one of the oxidants of the first and second stages, can be used to transport the solid agents in the respective stages and the solid agents are blown together with
inert gas or oxygen gas in pig iron.
The first stage is carried out in one or more places, that is to say at the pouring channel formed on the casting floor of a blast furnace, in the mixing carriage and in the cast iron ladle, the second stage being carried out in the mixing trolley and / or the iron pocket.
The present invention is described in more detail with the aid of the examples below, without however being limited by the latter.
Example 1
Table II below gives an example of a pig iron composition treated by the steel preparation process and shows each separate refining step.
TABLE II
<EMI ID = 44.1>
The pig iron given in Table II is subjected to the following stages. Approximately 22 kg of rolling mills per tonne of pig iron are thrown into pig iron cast at a runner of the blast furnace pouring ground in order to perform the desiccation. After the separation of the resulting slag, the pig iron contained in the mixing carriages is subjected to a dephosphorization by blowing, using argon gas, of approximately 37 kg of a mixed flux (first refining agent) per ton of pig iron, this flux being composed
<EMI ID = 45.1>
tions by weight of 6/4/1. Then the pig iron and 7 kg of
CaO and 8 kg of a slightly calcined dolomite per tonne of pig iron are loaded into an LD converter with a capacity of 250 tonnes. The decarburization blowing is carried out and approximately 24 kg of slag per tonne of molten steel are formed.
The molten steel is received in a 250-ton ladle when it is poured following the decarburization blowing, while the introduction of slag from the converter is eliminated as much as possible inside the ladle. 2.4 Tcg of aluminum per tonne of molten steel is introduced into the molten steel of the ladle to deoxidize the steel. An argon gas blowing lance is then advanced and introduced
<EMI ID = 46.1>
are blown inside the molten steel so as to mix
<EMI ID = 47.1>
refining agent) per tonne of molten steel.
Example 2
The pig iron from a blast furnace is de-silicified in mixing carriages and the resulting silica slag is scraped from the mixing carriages. 37 kg
<EMI ID = 48.1>
<EMI ID = 49.1>
are incorporated in the pig iron, mixed and kneaded with it while remaining in the mixing trolleys, so
to carry out the dephosphoration. A ladle is prepared to receive the pig iron thus treated and this pig iron is taken to the step of preparing steel using a converter. The dephosphorization slag remains in the mixing carriages when the dephosphorized pig iron is poured into the ladle and then the mixing carriages containing the dephosphorization slag are returned to the desiliconization stage. These mixing trolleys receive the desiliciated pig iron and the resulting slag which is formed in the desiliconization stage on the pouring ground following the incorporation of rolling mills.
<EMI ID = 50.1>
Neither rephosphorization nor resulfurization from the slag of desiliconization and dephosphorization is observed when the pig iron is contained in the mixing carriages. The slag mixture formed in the mixing carts as a result of the mixture of desilicon and dephosphorization slag is 45 kg / tonne of pig iron and has a
<EMI ID = 51.1>
from the mixing trolleys and the remaining pig iron is dephosphorized by a dephosphorizing flux (first refining agent) which consists of rolling mill scale, CaO and
<EMI ID = 52.1>
<EMI ID = 53.1>
injection. The dephosphorization slag formed in the dephosphorization stage is 25 kg per tonne of pig iron. The pig iron thus dephosphorized is transferred from the mixing trolleys to
a pocket and it is then transported in a converter.
The total amount of dephosphorization slag remains in the mixing trolleys and is returned to the desiliconization stage as described above. Decarburization and desulfurization are carried out as described in Example 1.
Table III below shows the composition of the pig iron treated as described above.
TABLE III
<EMI ID = 54.1>
Example 3
The crude iron desiliconization is carried out under the following conditions.
1. Quantity of pig iron processed: 250 tonnes.
2. Iron oxide: 23 kg of iron ore / tonne of pig iron.
<EMI ID = 55.1>
ton of pig iron.
4. Flow rate of carrier gas: 8.3 m <3> N / minute.
5. Speed of incorporation of iron oxide: 200 kg / minute
6. Temperature of the pig iron: 1350 [deg.] C at the beginning
<EMI ID = 56.1>
7. Duration of treatment: 30 minutes.
8. Siliconization plant: cast iron ladle.
9. Dairy: the resulting slag formed on desiliconization is 18 kg per tonne of pig iron. The slag is scraped from the tilted cast iron pocket.
The dephosphorization is carried out under the following conditions.
1. First refining agent: 21 kg of rolling mills, 28 kg of CaCO and 3 kg of CaF per tonne of pig iron
are thrown on pig iron and 3.5 m <3> N of oxygen gas per tonne of pig iron are blown on this pig iron. The oxygen gas flow is 55 m <3> N / minute. The rolling mills are agitated,
<EMI ID = 57.1>
of agitation.
<EMI ID = 58.1>
and 1370 [deg.] C at the end.
<EMI ID = 59.1>
used for desiliconization but not containing slag
of disiliciation.
5. Slag: the resulting slag formed on desiliconization is 28 kg per tonne of pig iron and is scraped from
of the cast iron pocket.
Decarburization and desulfurization are carried out as described in Example 1. Table IV below gives the composition of the pig iron at each stage.
TABLE IV
<EMI ID = 60.1>
Example 4
The crude iron desiliconization is carried out under the following conditions.
1. Quantity of pig iron processed: 250 tonnes.
2. Iron oxide: 35 kg of rolling scale / ton of pig iron.
3. CaO: 3 kg / ton of pig iron.
<EMI ID = 61.1>
minute by supplying a quantity of 0.4 m <3> N per tonne of pig iron.
<EMI ID = 62.1>
6. Duration of treatment: 20 minutes.
7. Siliconization plant: mixing trolleys.
8. Dairy: the resulting slag formed on de-siliconization
<EMI ID = 63.1>
from the mixing trolleys.
The dephosphorization is carried out as described in Example 3. However, as the desiliconization is carried out in the mixing carriages, the pig iron pocket is used only for the dephosphorization. Decarburization and desulfurization are carried out as described in Example 1. Table V gives the com-
<EMI ID = 64.1>
TABLE V
<EMI ID = 65.1>
Example 5
Desiliconization, decarburization and desulfurization of
250 tonnes of pig iron are carried out as described in Example 1. The dephosphorization is carried out under the following conditions.
1. First ripening agent: 14 kg of lamina scale
<EMI ID = 66.1>
are transported by oxygen gas and blown inside the pig iron together with the oxygen gas which is incorporated
in an amount of 0.8 m <3> N per tonne of pig iron. The oxygen gas flow is 8 m <3> N / minute. The rolling mills, the
<EMI ID = 67.1>
2. Temperature of the pig iron: 14000C at the beginning and 1355 [deg.] C at the end.
3. Duration of treatment: 30 minutes.
4. Phosphorus installation: mixing trolleys. The pig iron desiliciated with the resulting slag is transferred to mixing carriages and this slag is scraped from the mixing carriages. After dephosphorization, the resulting slag in an amount of 25 kg per tonne of pig iron is not taken from the mixing carriages but transferred to the desiliconization stage.
Table VI gives the composition of pig iron at each stage.
TABLE VI
<EMI ID = 68.1>
Example 6
Desiliconization, decarburization and desulfurization are carried out as described in Example 1. The dephosphorization is carried out as described in Example 3. The slags of desiliconization and dephosphorization are scraped from the mixing carriages and respectively from the cast iron pocket.
Table VII gives the composition of the cast iron at each stage.
TABLE VII
<EMI ID = 69.1>
Example 7
The process of Example 3 is repeated. However, only the rollings of the first refining agent are cast onto the pig iron and quicklime and the CaF2 of the first refining agent are blown together with oxygen gas, that is to say the carrier gas, and a component of the first refining agent.
Table VI gives the composition of the cast iron at each stage.