CN103370426B - 铁液的脱硅和脱磷方法 - Google Patents
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Abstract
本发明的铁液的脱硅和脱磷方法具备下述工序:氧气吹送工序,在该工序中,从炉的上方朝铁液的表面吹送氧气;回收再利用熔渣添加工序,在该工序中,将脱碳熔渣、二次精炼熔渣中的至少一种熔渣作为回收再利用熔渣向所述铁液的表面供给;和微粉生石灰添加工序,在该工序中,使最大粒径为500μm以下的微粉生石灰伴随在吹送至所述铁液的表面的所述氧气中来供给;其中,所述微粉生石灰添加工序从所述铁液中的硅浓度降至0质量%以上且0.15质量%以下的起始时刻开始。
Description
技术领域
本发明涉及铁液的脱硅和脱磷方法,尤其涉及适合于Si浓度高的铁液(例如Si含量为0.4质量%以上)的脱硅和脱磷方法。
本申请基于2011年2月10日在日本申请的日本特愿2011-27338号和2011年2月28日在日本申请的日本特愿2011-41220号主张优先权,在此援引其内容。
背景技术
伴随着钢材的使用环境的严格化,对降低以磷、硫为代表的钢中的杂质元素的要求变严。为了应对该要求,发展了通过脱碳精炼的先前工序预先将从高炉出铁后的生铁中的硅、硫、磷除去并进行转炉吹炼而得到钢的技术、即所谓铁液预处理技术。该铁液预处理以往主要在混铁车中进行,但近年来使用转炉进行的情况增多。
尤其,近年来对低磷钢的需要增大,并且从钢的熔炼成本的合理化及与熔渣处理相关的问题考虑也要求降低熔渣产生量。
通常,在铁液的脱磷反应中,为了将铁液中的磷氧化而从熔渣中除去,需要向铁液中的磷赋予氧源和氧离子,从而在熔渣中生成稳定的磷酸根离子。其中,对于氧离子而言,通过CaO等碱性氧化物形成熔融熔渣而被供给至铁液与熔渣的界面。
此外,由于熔渣含有CaO,因此从降低熔渣产生量的观点考虑,优选将在脱磷工序以外的工序中生成的熔渣回收再利用于脱磷反应中。
然而,由于在脱碳工序、二次精炼工序等中生成的熔渣(以下分别称为脱碳渣滓(脱碳熔渣)、二次精炼熔渣)除了CaO以外,还以高浓度含有SiO2、Al2O3,因此在将这些熔渣回收再利用于脱磷工序(铁液脱磷工序)时,存在熔渣量增大而熔渣由炉溢出的喷渣的危险性增高这样的问题。其中,Al2O3作为会显著促进熔渣的起泡(以下称为熔渣泡沫)的化学成分而被周知(例如非专利文献1)。此外,作为喷渣对策而扩大炉内容积的方法从设备成本的观点考虑不优选。
另外,在铁液中还含有除磷以外的杂质,尤其近年来从削减制造成本的观点考虑,使用Si含量多的铁矿石的情况也在增多。
从铁液处理的效率化的观点考虑,优选将铁液所含的硅及磷通过同一工序除去,作为有效地熔炼低磷钢的技术,本发明的发明者们公开了将铁液所含的硅通过与除去磷的工序同一的工序除去的技术(专利文献1)。
此外,在将铁液所含的硅和磷通过同一工序除去的情况下,由于通过脱硅反应而生成的SiO2会导致熔渣量增大,因此存在易发生喷渣的问题。为了回避该问题,本发明的发明者们公开了使用由顶吹喷枪吹入的氧气作为载气并将粉状的生石灰吹送至铁液上的技术(专利文献2)。
但是,在处理Si浓度比以往多的铁液(例如Si浓度为0.4质量%以上)时,由于通过脱硅反应而生成的SiO2会导致熔渣量增大,因此如果作为在脱磷和脱硅反应中使用的氧离子的供给源而使用上述的回收再利用熔渣(例如脱碳熔渣、二次精炼熔渣),则存在尤其熔渣泡沫的问题变得明显这样的问题。
此外,在本说明书中的二次精炼熔渣中,包括在二次精炼中生成的浇包熔渣和在连续铸造中以防止中间包中的钢水发生空气氧化、保温为目的而使用的中间包熔渣。
现有技术文献
专利文献
专利文献1:日本国特开平2-47212号公报
专利文献2:日本国特开2002-256320号公报
专利文献3:日本国特开平11-172315号公报
非专利文献
非专利文献1:辻野良二,相田英二:金属精炼工艺中的高温界面移动现象(金属精錬プロセスにおける高温界面移動現象),p.57
发明内容
发明所要解决的问题
本发明的目的在于,解决上述问题,提供一种能够在不增大炉内容积的情况下有效防止喷渣的铁液的脱硅和脱磷方法,在所述铁液的脱硅和脱磷方法中,作为用于Si浓度比以往多的铁液(例如Si浓度为0.4质量%以上)的脱磷和脱硅反应的氧离子供给源,使用在钢水阶段产生的回收再利用熔渣来降低钢水阶段中的熔渣总排出量,并且抑制熔渣泡沫,由此能够在不增大炉内容积的情况下有效防止喷渣。
用于解决问题的手段
(1)本发明的一个方案的铁液的脱硅和脱磷方法具备下述工序:氧气吹送工序,在该工序中,从炉的上方朝铁液的表面吹送氧气;回收再利用熔渣添加工序,在该工序中,将脱碳熔渣、二次精炼熔渣中的至少一种熔渣作为回收再利用熔渣向所述铁液的表面供给;和微粉生石灰添加工序,在该工序中,使最大粒径为500μm以下的微粉生石灰伴随在吹送至所述铁液的表面的所述氧气中来供给;其中,所述微粉生石灰添加工序从所述铁液中的硅浓度降至0质量%以上且0.15质量%以下的起始时刻开始。
(2)根据上述(1)所述的铁液的脱硅和脱磷方法,其中,所述起始时刻的所述铁液中的硅浓度可以为0质量%以上且0.08质量%以下。
(3)根据上述(1)或(2)所述的铁液的脱硅和脱磷方法,其中,在所述回收再利用熔渣添加工序中,在所述回收再利用熔渣添加工序开始时所述铁液中的硅浓度小于0.6质量%的情况下,可以向所述铁液仅供给所述二次精炼熔渣或者供给所述脱碳熔渣及所述二次精炼熔渣这两者;在所述回收再利用熔渣添加工序中,在所述回收再利用熔渣添加工序开始时所述铁液中的硅浓度为0.6质量%以上的情况下,可以向所述铁液仅供给所述脱碳熔渣。
(4)根据上述(1)~(3)中任一项所述的铁液的脱硅和脱磷方法,其中,在所述回收再利用熔渣添加工序中,在将所述二次精炼熔渣向所述铁液的表面供给的情况下,所述二次精炼熔渣的量相对于每1吨所述铁液可以为0.1~16kg。
(5)上述(1)~(4)中任一项所述的铁液的脱硅和脱磷方法可以进一步具备将固体氧源向所述铁液的表面供给的固体氧源添加工序。
(6)上述(1)~(5)中任一项所述的铁液的脱硅和脱磷方法可以进一步具备将平均粒径为5mm以上的来自矿石的块状CaO源向所述铁液的表面供给的块状CaO源添加工序,在该块状CaO源添加工序中,所述块状CaO源的量被限制在相对于每1吨所述铁液为7.5kg以下。
(7)根据上述(1)~(6)中任一项所述的铁液的脱硅和脱磷方法,其中,所述回收再利用熔渣中的MnO的总量可以为超过0质量%且25质量%以下。
(8)上述(1)~(7)中任一项所述的铁液的脱硅和脱磷方法可以进一步具备向所述铁液中吹入气体并且以由下述(式1)定义的1.2~10kW/t的搅拌力ε搅拌所述铁液的搅拌工序。
此处,ε为对铁液施加的底吹搅拌力(W/t);
Qg为底吹气体的量(包括固体(石灰石粉等)的分解气体)(NL/分钟);
T为底吹开始时的铁液温度(K);
Tg为吹入前的底吹气体的温度(K);
H0为吹入深度(从铁液液面至底吹风口前端的距离)(m);
Wm为铁液的重量(包括装炉废铁)(t)。
(9)根据上述(8)所述的铁液的脱硅和脱磷方法,其中,在所述搅拌工序中,可以使石灰石粉伴随在向所述铁液中吹入的所述气体中来供给。
发明效果
根据上述(1)的铁液的脱硅和脱磷方法,在铁液中的硅浓度降低至0.15质量%以下后,吹送微粉生石灰至铁液表面,由此即使在铁液中的硅浓度高的情况下也能够通过同一处理效率良好地进行铁液的脱硅和脱磷。并且,由于具有在铁液中添加选自脱碳熔渣、二次精炼熔渣中的熔渣中的至少一种熔渣的回收再利用熔渣添加工序和在铁液中添加微粉生石灰的微粉生石灰添加工序这两个工序,因此能够使用在钢水阶段产生的回收再利用熔渣来降低钢水阶段中的熔渣总排出量,并且在不增大炉内容积的情况下有效防止喷渣。
此外,在铁液中的Si浓度高的情况下,当仅采用顶吹的微粉生石灰时,供给CaO源所需的成本会显著增大,通过将回收再利用熔渣与微粉生石灰一起作为CaO源使用,能够削减供给CaO源所需的成本。
另外,根据上述(7)的铁液的脱硅和脱磷方法,使二次精炼熔渣中含有的Mn、脱碳熔渣中含有的Mn移至铁液中,由此能够提高脱硅和脱磷后的铁液中的Mn浓度。因此,在制造含Mn的产品规格的钢材的情况下,能够减少在后续工序中昂贵的Mn矿石、Mn合金的使用量。
附图说明
图1是适合在本发明的实施方式中使用的脱磷炉的示意图(纵截面图)。
图2是将本实施方式用于制钢时的基本的工序例的说明图。
图3是本实施方式的工序表的一个例子的说明图。
图4是排出脱碳熔渣的脱碳炉的示意图(纵截面图)。
图5是表示熔渣的排出量与铁液的硅浓度[%Si]的关系的图。
图6是在本实施方式中使用的微粉生石灰的粒度分布的一个例子。
具体实施方式
以下,表示本发明的优选的一个实施方式。本实施方式尤其涉及适合于Si浓度高的铁液(Si含量为0.45~0.65质量%)的脱硅和脱磷方法。此外,以下%只要没有特别说明就意味着质量%。
首先,相对于图1所示那样的脱磷炉1(铁液脱磷炉)内的铁液P,从料斗8(上方料斗)添加块状(平均粒径为5.0mm以上)的副原料(副原料添加工序)。在本实施方式中,作为该副原料,可以使用脱碳熔渣、二次精炼熔渣之类的回收再利用熔渣(后续工序熔渣),也可以使用铁矿石等固体氧源、白云石。此处,如图2所示,回收再利用熔渣表示在脱硅和脱磷处理(对应于脱磷炉1)之后的工序(例如脱碳吹炼、二次精炼、连续铸造)中所利用或生成的熔渣(例如脱碳熔渣、浇包熔渣、中间包熔渣等二次精炼熔渣)。在该回收再利用熔渣中,装入料斗8的脱碳熔渣是如下得到的:从脱碳炉排出熔渣,接着将该熔渣冷却并破碎,从该破碎的熔渣磁选除去基体金属,然后优选将熔渣破碎成小于50mm。另外,装入料斗8的二次精炼熔渣是如下得到的:将残留于铸造完成了的浇包、中间包中的熔渣从浇包或中间包排出,接着将该熔渣冷却并破碎,从该破碎的熔渣除去基体金属,然后然后将熔渣破碎成小于50mm。在将这些熔渣放入炉顶的料斗8后,定量地进行提取,添加到脱磷炉1内。然而,回收再利用熔渣中的二次精炼熔渣由于含有较多诱发熔渣泡沫的Al2O3,因此在需要优先对熔渣泡沫进行抑制的情况下,期望优先使用脱碳熔渣。另外,在本实施方式中,为了与副原料的种类相应地控制副原料的添加(量和时机),可以使用多个料斗。在该情况下,该副原料添加工序包括回收再利用熔渣添加工序,根据需要也可以包括固体氧源添加工序、后述的块状CaO源添加工序。此外,在本实施方式中,使用转炉作为脱磷炉1。
接下来,使用由氮气罐5供给的氮气作为载气,从设于脱磷炉1的底部的底吹风口3对下方压送罐6(底吹粉体压送罐)中的石灰石粉进行底吹(搅拌工序)。
此外,为了确保脱磷反应所需的搅拌力,可以适当地设定氮气和石灰石粉的流量。尤其,在本实施方式中,在将对铁液P施加的搅拌力控制在1.2~10kW/t时,即便是硅浓度较高的铁液,也能够更有效地进行脱硅和脱磷这两者。搅拌力小于1.2kW/t时,铁液中的硅的氧化相对于磷的氧化优先进行,变得不易发生脱磷反应。另一方面,搅拌力为1.2kW/t以上时,由于熔渣S与铁液P的界面处的熔渣S的氧活量接近由熔渣中的FeO的量确定的氧活量,因此即使在铁液P中的硅浓度高的情况下也易于发生脱磷反应。
搅拌力ε由下述(式1)定义。
此处,上述(式1)中的各变量如下所示。
ε:对铁液P施加的底吹搅拌力(W/t)
Qg:底吹气体的量(包括固体(石灰石粉等)的分解气体)(NL/分钟)
T:底吹开始时的铁液温度(K)
Tg:吹入前的底吹气体的温度(K)
H0:吹入深度(从铁液液面至底吹风口前端的距离)(m)
Wm:铁液P的重量(包括装炉废铁)(t)
然后,通过插入到脱磷炉1内的顶吹喷枪2,将从氧气罐4供给的氧气(高压氧)吹送到铁液P的表面上,开始脱磷(氧气吹送工序)。此外,根据喷渣的状況,将从顶吹喷枪2吹入的氧气作为载气,向铁液P的表面吹送上方压送罐7(微粉生石灰压送罐)中的微粉生石灰(例如图6所示那样的分级为2μm~200μm的生石灰)(微粉生石灰添加工序)。即,高压氧由氧气罐4经由配管被供给至顶吹喷枪2,但由于在氧气罐4与顶吹喷枪2之间配置有上方压送罐7,因此可以将微粉生石灰与氧气一起吹送至铁液面。此外,如在图3的上部的甘特图中作为一个例子所示的那样,对于副原料添加工序(例如回收再利用熔渣添加工序)、搅拌工序、氧气吹送工序和微粉生石灰添加工序而言,存在多个工序重复的时间带。
在本实施方式中,通过这样由顶吹喷枪向生成在铁液面上的火点供给粉体石灰源,在火点处生成熔融钙铁氧体(CaO·FeO),这种生成的钙铁氧体迅速地与熔渣中的SiO2反应而生成微细的硅酸二钙2CaO·SiO2,这种高熔点的2CaO·SiO2一边将磷酸固溶一边生长,接着宏观地均匀分散在熔渣中。因此,2CaO·SiO2会提高熔渣的实质性的固相率、抑制由架桥效果而引起的起泡,所以发挥抑制引起生产妨碍的喷渣的效果。
尤其,在以短时间对高Si铁液进行脱磷的情况下,或者在将含有助长熔渣泡沫的Al2O3的二次精炼熔渣回收再利用的情况下,或者在将大量的转炉熔渣(脱碳熔渣)回收再利用的情况下,由上述方法带来的喷渣的抑制是有效的。
此外,近年来正在进行建筑废料的回收再利用,但存在上述建筑废料大多用作土木用材料的倾向,对这种用作土木用材料的熔渣的体系外排出量进行削减的需求高。为了削减熔渣的体系外排出量,回收再利用熔渣中的CaO、即回收再利用在脱磷工序的后续工序中生成的熔渣是最有效的。然而,由于下述理由,在后续工序生成的熔渣在铁液的脱磷工序中进行再利用并非是那么容易的。
即,通常来说,在铁液的脱磷反应中,为了将铁液中的磷氧化而从熔渣中除去,需要对铁液中的磷赋予氧源和氧离子,在熔渣中生成稳定的磷酸根离子(此处,氧离子通过CaO等碱性氧化物形成熔融熔渣被供给至铁液与熔渣的界面)。作为氧源,可以使用氧化铁等固体氧源、氧气。此外,(式2)~(式4)中标有下划线的化学成分(P、C、Si)表示铁液中(金属中)的化学成分,括有括弧的化学成分((O2-)、(PO4 3-)、(SiO2))表示熔渣中的化学成分。
2P+5O+3(O2-)=2(PO4 3-) (式2)
C+O=CO (式3)
Si+2O=(SiO2) (式4)
由于铁液中的初始磷浓度为0.1%左右,而铁液中的初始碳浓度为4%以上(初始磷浓度的约40倍),因此会不可避免地产生由(式3)表示的脱碳反应,其结果会产生CO气体。由于上述CO气体而引起熔渣的起泡即熔渣泡沫,该熔渣泡沫变得过大时,会招致熔渣从炉溢出、即所谓喷渣现象。产生喷渣时,会招致或者氧供给速度降低、或者停止氧供给而必须中断处理、或者处理时间变长、或者生产率降低这样的问题。
然而,将在脱碳熔渣、二次精炼熔渣这样的后续工序中生成的熔渣作为CaO源在脱磷工序中回收再利用时,由于这些熔渣除了对脱磷有效的CaO以外,还以高浓度含有SiO2、Al2O3,因此熔渣量增大。因此,由上述的喷渣导致的问题变得明显。另外,例如,如非专利文献1所示的那样,由于Al2O3会显著促进熔渣的起泡,因此尤其在需要以短时间进行作业的情况下,难以将硅浓度高的铁液在脱磷工序中再利用。这是由于铁液中的硅浓度高时,通过脱硅反应生成的SiO2量多,生成的总熔渣量会变多。
因此,本发明的发明者们进行了详细的研究,通过以恰当的时机向生成在铁液上的火点供给伴随在顶吹氧中的微粉生石灰,由此解决了上述问题。在高温火点处,首先形成CaO·FeO熔融体,接着生成在火点处的CaO·FeO熔融体与熔渣中的SiO2反应,迅速地形成2CaO·SiO2粒子,该2CaO·SiO2粒子生长而悬浊在熔渣中。本发明的发明者们发现:对于这种悬浮的2CaO·SiO2粒子而言,其抑制上述熔渣泡沫的效果好。其结果是,即使在脱磷处理高硅铁液的情况下,也可以利用脱碳熔渣、二次精炼熔渣等回收再利用熔渣。
对脱磷处理时产生的熔渣的量产生最大影响的要素为铁液中的硅浓度。由于在脱磷处理中,还会发生由(式4)表示的脱硅反应,因此相对于通过该脱硅反应生成的SiO2的CaO的量、即碱度(盐基度,basicity)降低。为了维持熔渣的脱磷能力,需要将该熔渣的碱度维持在2左右,在铁液中的硅浓度高的情况下,添加到熔渣中的CaO的量也成比例地增加。此外,在使用在脱磷工序的后续工序中生成的熔渣作为CaO源的情况下,由于在该熔渣中除了CaO以外还含有SiO2、Al2O3、MnO、FeO等化学成分,因此这些CaO以外的化学成分在脱磷炉内增加,与使用生石灰之类的一次CaO源的情况相比,生成的熔渣量变多。作为一个标准,在仅使用生石灰作为CaO源的情况下,在脱磷处理中生成的熔渣量Ws(t)大致如下述(式5)所示。
Ws=[%Si]×60×1000/28/100×[1+(C/S)]×Wm’ (式5)
此处,[%Si]为铁液的硅浓度(质量%),(C/S)为脱磷处理后的熔渣的目标碱度(=(%CaO)/(%SiO2))(-),(%CaO)为脱磷处理后的熔渣的CaO浓度(质量%),(%SiO2)为脱磷处理后的熔渣的SiO2浓度(质量%),Wm’为铁液量(扣除装炉废铁)(t)。
另一方面,在使用脱碳熔渣、二次精炼熔渣等回收再利用熔渣的情况下,在脱磷处理中生成的熔渣量Ws(t)如下述(式6)所示。
Ws=[%Si]×60×1000/28/100×[1+100(C/S)×(ξ1/100+ξ2/(%CaO)LD+ξ3/(%CaO)SR]×Wm’ (式6)
此处,ξ1、ξ2、ξ3分别为微粉生石灰、脱碳熔渣、二次精炼熔渣中的CaO的量在总CaO量所占的比例(-),(%CaO)LD为脱碳熔渣中的CaO浓度(质量%),(%CaO)SR为二次精炼熔渣中的CaO浓度(质量%)。
另外,通常来说,[%X]表示金属(此处为铁液)中的化学成分X的质量百分率,(%X)表示熔渣中的化学成分X的质量百分率。
此处,脱碳熔渣和二次精炼熔渣的化学组成为在表1中例示的那样的化学组成。在二次精炼熔渣中,化学组成(CaO、Al2O3等化学成分的量)有较大的偏差。另外,由于在二次精炼中会对钢水进行Al脱氧,因此在二次精炼熔渣中,Al2O3浓度高,CaO浓度较低。因此,仅将该二次精炼熔渣作为脱磷用的CaO源再利用时,熔渣量为仅使用了微粉生石灰作为CaO源的情况的2倍~3倍,上述的喷渣变得剧烈,有时无法进行实际作业。
另一方面,通过使用微粉生石灰作为控制熔渣碱度所需的CaO源的一部分(理想的是25~90%,更优选为25~80%(例如为3成左右)),并且通过顶吹氧气向据称为2000℃左右的高温的火点吹送该微粉生石灰,由此能够降低熔渣的液相率,从而有效地抑制熔渣的起泡(熔渣泡沫)。
在该情况下,首先在火点处由微粉生石灰生成钙铁氧体,接下来,该钙铁氧体移送至熔渣中,其在迅速地将熔渣中的SiO2和磷酸熔化的同时变成固体的硅酸二钙粒子。此外,由于将液相熔渣固定在该硅酸二钙粒子间,并且硅酸二钙粒子生长而形成粒状的熔渣,因此能够实质上获得降低熔渣的液相率的效果。
表1 (质量%)
CaO | SiO2 | MnO | MgO | P2O5 | Al2O3 | T-Fe | |
脱碳熔渣 | 49.1 | 11.6 | 5.5 | 5.6 | 2.1 | 3.1 | 17.8 |
二次精炼熔渣 | 31.2 | 11.2 | 8.7 | 7.9 | 0.8 | 18.0 | 14.2 |
另外,本发明的发明者们在专利文献2中公开了如下的抑制熔渣泡沫的方法:通过使用粒径小于5mm的CaO源将熔渣碱度控制在1.2以上且小于2.5,由此降低熔渣的液相率来抑制熔渣泡沫。然而,由于在该方法中相对于每1吨铁液使用了15.5kg的可简便地控制熔渣中的碱度的生石灰,因此存在成本大为增加这样的问题。尤其,为了粉碎生石灰,需要投入较多能量,因此15.5kg/t的生石灰全部为平均粒径小于5mm的生石灰(尤其是微粉生石灰)时,成本会变得非常大。反之,在脱磷工序中较多使用平均粒径为5mm以上的块生石灰的情况下,块生石灰在熔渣中的熔化速度降低,有时脱磷效率降低。
此外,在脱磷工序中使用在后续工序中生成的熔渣时,不仅熔渣体积显著增加,而且回收再利用熔渣中含有的Al2O3会助长熔渣泡沫。因此,对于专利文献2的方法而言,如果使用回收再利用熔渣,则由于微粉生石灰的使用量的增加,或者成本显著增加,或者在熔渣中残留相当量的液相而助长熔渣泡沫。此外,在使用回收再利用熔渣并且提高脱磷速度的情况下,通常是同时添加较多块生石灰来提高碱度的。
与此相反,在本实施方式中,通过以恰当的时机向高温的火点供给微粉生石灰,从而能够在将微粉生石灰的使用量抑制为恰当的量的同时充分确保由微粉生石灰带来的脱磷促进效果和熔渣泡沫抑制效果。即,如上所述,暂时性地生成钙铁氧体液相,接着生成2CaO·SiO2,2CaO·SiO2一边与磷酸固溶一边将熔渣液相嵌入其间隙中,从而作为一个整体生长成10~数10mm的粒状的块状物,抑制熔渣泡沫,换而言之,熔渣中的气泡的脱离性得到显著改善。
而且,由于从脱磷初始(开始)起向铁液(根据需要含有废铁的铁液)的表面供给熔点低的回收再利用熔渣,因此与仅供给块生石灰相比较,能够迅速形成对脱硅和脱磷同时处理有效的初始熔液。另外,由于回收再利用熔渣能够迅速地向铁液上的熔渣中供给CaO,因此能够在不降低脱硅和脱磷同时处理的效率的情况下降低成本。进而,由于通过供给该回收再利用熔渣和以恰当的时机供给微粉生石灰能够将CaO效率良好地在脱磷中利用,因此不仅能够降低制钢整体上的熔渣排出量,而且能够得到可直接作为土木用材料利用的几乎不含游离石灰的脱磷熔渣。
本发明的发明者们判断在如本实施方式那样与脱硅同时进行脱磷的情况下,铁液中的硅浓度降低,在硅浓度达到几乎为零后,渐渐脱碳反应变得优先,通过(式3)的反应产生的CO气体的产生速度变快,因此熔渣泡沫会成为问题。因此,本发明的发明者们发现对于添加微粉生石灰的时期而言,在硅浓度充分降低后是最合适的。具体而言,如图3所示,使微粉生石灰作为CaO源伴随在对铁液的表面吹送的氧气中的工序从铁液中的硅浓度降至0质量%以上且0.15质量%以下的时刻(起始时刻)开始。为了尽可能地抑制微粉生石灰的使用量,该起始时刻优选为铁液中的硅浓度降低至0质量%以上且0.08质量%以下的时刻。此外,只要起始时刻的铁液中的硅浓度为0质量%以上即可,考虑到基于脱碳反应的CO气体的产生速度,起始时刻的铁液中的硅浓度可以为0.001质量%以上或0.01质量%以上。这样,在(式4)的脱硅的反应速度降低、(式3)的脱碳的反应速度增大时,提高(式2)的脱磷的反应速度,由此能够大幅地缩短熔渣泡沫会成为问题的时间带,从而能够在抑制熔渣泡沫的同时效率良好地进行脱硅和脱磷。
通过如上所述控制供给微粉生石灰的时机,可以减少昂贵的微粉生石灰的使用量而利用更多的脱碳熔渣、二次精炼熔渣。
此处,铁液中的硅浓度可由铁液中的初始硅浓度等与各种作业条件相对应的实际作业数据、模拟来获得。
在本实施方式中,作为CaO源,使用生石灰(CaO为主要成分)、消石灰(Ca(OH)2为主要成分)、石灰石(CaCO3为主要成分)等一次CaO源以及脱碳熔渣、二次精炼熔渣等回收再利用熔渣。另外,与氧气相伴随的微粉生石灰为最大粒径为500μm以下的粉体,其为来自矿物的原料(即,在热分解后获得的具有由CaO和脉石等杂质构成的化学组成的原料)。后述的实施例、比较例中使用的微粉生石灰的粒度分布测定结果(通过激光衍射式粒度分布测定装置测定的体积频率分布及其累积分布(累计分布))的例子示于图6,在该例子中,粒径为2~200μm的范围。由于粒径变大时与脱磷相关的化学成分彼此的接触效率降低,因此该微粉生石灰的最大粒径需要为500μm以下。另外,微粉生石灰的最大粒径(例如超过500μm)太大时配管部分的磨耗变剧烈,不优选。另一方面,对微粉生石灰的最大粒径的下限没有特别限制,通过使微粉生石灰的最大粒径不过细,能够降低粉碎成本,并且能够降低由微粉生石灰从吹送气体脱离而可能产生的飞散损失。因此,微粉生石灰的最大粒径可以为1μm以上。此外,为了防止熔渣中产生不必要的气体以及能量损失,作为与氧气相伴随的CaO源,使用微粉生石灰(以CaO为主要成分(例如90质量%以上)的生石灰)。
另外,在底吹中使用的石灰石粉的平均粒径优选为32μm~75μm。该石灰石粉也作为CaO源起作用,但主要为了搅拌而使用。
此外,为了对碱度进行微调节,可以从料斗8供给来自矿物的块状CaO源(例如一次CaO源),但如果不需要对碱度进行微调节,则为了提高回收再利用熔渣的回收再利用率并提高CaO源的利用效率,优选尽可能地不使用块状CaO源。具体而言,优选将平均粒径为5mm以上的块状CaO源的量限制在相对于每1吨铁液为7.5kg以下,更优选限制在7.0kg以下或5.0kg以下,进一步优选限制在1kg以下,最优选限制在0kg。另外,在将该块状CaO源供给到脱磷炉内的情况下,块状CaO源添加工序可以与回收再利用熔渣添加工序同时开始。
另外,在考虑了控制熔渣的碱度和抑制熔渣泡沫的情况下,优选将微粉生石灰(不添加块状生石灰时)或微粉生石灰与块状CaO源的总量限制在相对于铁液中每1kg的Si为3.2kg以下。
此外,在上述的回收再利用熔渣添加工序开始时铁液中的硅浓度小于0.6质量%的情况下,优选仅使用二次精炼熔渣,或者使用脱碳熔渣和二次精炼熔渣这两者,更优选将脱碳熔渣和二次精炼熔渣这两者供给至铁液。
另一方面,在上述的回收再利用熔渣添加工序开始时铁液中的硅浓度为0.6质量%以上的情况下,优选向铁液仅供给脱碳熔渣。
通过区分使用这样的回收再利用熔渣,能够够在尽可能地抑制熔渣泡沫的同时效率良好且平衡良好地利用回收再利用熔渣。
此处,对本实施方式中使用的脱磷炉内的铁液中的初始硅浓度(氧气吹送前)没有特别限定,例如可以为0.3质量%以上,也可以为0.4质量%以上或0.5质量%以上。
在本实施方式中,如上所述,不仅能够将回收再利用熔渣再利用来降低制钢整体上的熔渣排出量,而且能够一边抑制熔渣泡沫一边同时进行脱硅和脱磷。此外,在本实施方式中,作为变形例,如后述所述,在制造含Mn的钢材的情况下通过使用含MnO的熔渣作为回收再利用熔渣,能够抑制Mn量的调节所需的成本。另外,在后述的变形例(第1变形例以及第2变形例)中,由于一部分的构成与上述实施方式相同,因此对这样的构成省略说明。
作为含Mn的钢材,以高张力钢板(high tensile steel)为代表的钢材的需求有增加倾向。这样的钢材作为制品规格规定了在钢材中含有的Mn量,在调节钢中的Mn量时,如果仅靠作为主原料的铁液中含有的Mn,则Mn量不足。因此,在脱碳吹炼(脱碳炉)中向钢中添加Mn矿石来进行一次调节;在从脱碳吹炼完成时(从脱碳炉向钢锅出钢时)至二次精炼完成时之间添加Mn合金来进行最终调节。
此外,如专利文献3公开的那样,还在铁液预处理中向铁液添加Mn矿石来进行调节。在该情况下,在制造含Mn的制品规格的钢材时,变得需要大量Mn矿石、Mn合金,成本增加。另一方面,在脱硅和脱磷处理中,如果代替Mn矿石使用含MnO的熔渣,则对成本削减是有效的。
图2是将本实施方式用于制钢时的基本的工序例的说明图。如图2所示,在脱磷炉中进行铁液的脱硅和脱磷处理(相当于本实施方式),接着在脱碳炉中进行脱碳吹炼,进一步进行二次精炼,由铁液制备钢水并且将该钢水连续铸造来制造钢。在制造含Mn的钢材的情况下,在由这些工序排出的熔渣中,在二次精炼、连续铸造中排出的熔渣(即,二次精炼熔渣)中MnO的量容易变得最多。因此,在铁液的脱硅和脱磷处理中,优选将含Mn的二次精炼熔渣返送回去而添加至脱磷炉内的铁液中(第1变形例)。另外,尤其在脱碳炉中添加Mn矿石的情况下,优选除了二次精炼熔渣外还将含Mn的脱碳熔渣返送回去而添加至脱磷炉内的铁液中(第2变形例)。
这样,在本实施方式的第1变形例中,将二次精炼熔渣(浇包熔渣、中间包熔渣中的至少一种)返送回去而投入至脱磷炉1内。在制造含Mn的钢材的情况下,在二次精炼熔渣中含有Mn。然而,如上所述,由于在二次精炼熔渣中含有大量的Al2O3,因此将二次精炼熔渣投入到脱磷炉内时,会显著助长熔渣泡沫,产生熔渣、铁液由炉溢出的所谓喷渣现象。这样,有陷入作业困难的危险,因此迄今为止将二次精炼熔渣投入到脱磷炉内的工艺还未实用化。
如上所述,在本实施方式的第1变形例中,向铁液中添加二次精炼熔渣,并且使微粉生石灰伴随在顶吹氧气中吹送至铁液表面。由此,在铁液表面的热点(火点)处迅速生成2CaO·SiO2,熔渣的液相率降低。因此,熔渣的流动性降低而不易产生喷渣现象,因此能够在脱硅和脱磷处理中添加二次精炼熔渣。同时,由于熔渣液相率的降低而使MnO富集在熔渣液相中,因此或者能够在降低熔渣中的MnO相对于铁液中的Mn的分配比(即,(%MnO)/[%Mn])的同时使二次精炼熔渣中的Mn移动到铁液中来提高铁液中的Mn浓度,或者能够通过氧化抑制铁液中的Mn移动到二次精炼熔渣中。此外,由于二次精炼熔渣的CaO量的偏差较大,因此有时其作为脱磷剂的替代品的效果比生石灰小。
二次精炼熔渣在铁液中的添加量优选设为0.1~16kg/t。二次精炼熔渣的添加量过少时,变得难以充分获得使铁液中的Mn浓度与以往相比提高的效果。反之,如果二次精炼熔渣的添加量过多,则脱硅和脱磷处理中的熔渣量增加而变得易于产生喷渣现象。在该情况下,为了抑制喷渣现象,需要大量的微粉生石灰。
在上述的第1变形例中,仅将二次精炼熔渣投入脱磷炉,而在第2变形例中,除了二次精炼熔渣之外,还将在对如后述的图4所示的脱硅和脱磷处理后的铁液进行脱碳吹炼的工序中生成的脱碳熔渣投入至脱磷炉。由于在该脱碳熔渣中也含有MnO,因此与第1变形例同样地或者能够或使熔渣中的Mn移动到铁液中而提高铁液中的Mn浓度,或者能够通过氧化来抑制铁液中的Mn移动到二次精炼熔渣中。除了将脱碳熔渣作为回收再利用熔渣使用这点之外,其他构成与第1变形例相同,因此省略说明。
此处,下面,基于图2所示的流程图的流程,对在上述变形例(第1变形例和第2变形例)中将二次精炼熔渣投入至脱磷炉时是有效的理由进行说明。图1是表示脱磷炉中的脱硅和脱磷处理的图,图4是表示脱碳炉中的脱碳吹炼的图。
从设置在脱磷炉1的上方的料斗8将至少含有二次精炼熔渣的块状的副原料添加至铁液P。另外,从设置在脱磷炉1的底部的底吹风口3将燃料气体、氧气、不活泼性气体等气体以及根据需要添加的底吹助熔剂(例如上述的石灰石粉)吹入,并且搅拌铁液P。然后,从顶吹喷枪2向铁液P的表面上吹送氧气,使CaO源作为脱硅脱磷剂起作用,由此同时进行脱硅和脱磷。在该脱磷炉1内,铁液中的Si和P移动到熔渣中,铁液中的Si浓度和P浓度减少。
此外,将该Mn浓度与以往相比得到了提高的铁液移送至图4所示的脱碳炉10,进行脱碳吹炼。在该脱碳炉10的上方设置有料斗15,从该料斗15将块状的副原料(例如生石灰、Mn矿石)添加至铁液PLD。在上述变形例中,为了将铁液PLD中的Mn浓度提高至制品规格范围内,使用必要量的Mn矿石作为该副原料。然而,由于脱碳炉10内的初始的铁液PLD中的Mn浓度比以往高,因此Mn矿石的必要量与以往相比大幅降低。因此,使脱碳吹炼、二次精炼中使用的昂贵的Mn矿石、Mn合金的量与以往相比减少,由此可以削减成本。在将副原料添加至铁液PLD中后,在该脱碳炉10中,从设置于脱碳炉10的底部的底吹风口14向铁液PLD中吹入底吹气体罐13中的气体。然后,从顶吹喷枪11将氧气罐12中的氧气吹送至铁液PLD上,由此进行脱碳吹炼。
将通过该脱碳吹炼制造得到的钢水移送至二次精炼工序,在二次精炼中调节钢水中的化学成分。将该二次精炼后的钢水移送至连续铸造机,由钢水制造板坯等钢。在图2中,将同一生产线的回收再利用熔渣添加到脱磷炉内,但也可以将与使用上述实施方式及其变形例的脱磷炉不在同一生产线的回收再利用熔渣添加到脱磷炉内。
此外,还可以考虑代替如本实施方式那样将二次精炼熔渣投入到脱磷炉1而将二次精炼熔渣投入到脱碳炉10,由于与脱磷炉相比,在脱碳炉中铁液的C浓度低,且氧化气氛高,因此由MnO向Mn的还原反应难以进行,Mn产率变差。另外,为了将回收再利用熔渣中的Mn回收再利用,需要在回收再利用熔渣中含有Mn(即,MnO)。即,对于Mn的回收再利用而言,回收再利用熔渣的MnO浓度需要超过0%,优选为6.0%以上,更优选为10%以上。对该回收再利用熔渣中的MnO浓度的上限没有特别限定,例如考虑熔渣中的CaO量时,可以为25%。
在上述实施方式及其变形例中,具备下述工序:氧气吹送工序,在该工序中,从炉的上方朝铁液的表面吹送氧气;回收再利用熔渣添加工序,在该工序中,将脱碳熔渣、二次精炼熔渣中的至少一种熔渣作为回收再利用熔渣向铁液的表面供给;和微粉生石灰添加工序,在该工序中,使最大粒径为500μm以下的微粉生石灰伴随在吹送至铁液的表面的氧气中;这些工序中,微粉生石灰添加工序从铁液中的硅浓度降至0质量%以上且0.15质量%以下的起始时刻开始。因此,通过上述实施方式及其变形例,能够降低制钢整体上的熔渣的总排出量,并且效率良好地同时进行脱硅和脱磷。
另外,在上述变形例中,由于使用了含Mn的回收再利用熔渣,因此即使在制造含Mn的制品规格的钢材的情况下,也能够使Mn矿石、Mn合金的使用量与以往相比降低,从而抑制成本上升。
以往,铁液的硅浓度超过0.3%时,如图5所示,在脱磷和脱硅处理、脱碳吹炼、二次精炼中产生的总熔渣量相对于每1吨的处理铁液大致超过100kg/t。然而,通过使用上述实施方式及其变形例,即使铁液的硅浓度为0.5%,也能够将总熔渣量抑制至低于100kg/t的量。此处,图5所示的熔渣排出量为在脱硅和脱磷处理中产生的熔渣(脱磷熔渣)与在脱碳熔渣和二次精炼熔渣中未被脱硅和脱磷工序回收再利用的熔渣之和。另外,图5中的图例的数字从左开始按顺序分别表示上述(式6)的ξ1、ξ2、ξ3。
此外,由于通过本实施方式及其变形例产生的脱磷熔渣几乎不含游离石灰,因此即便不像以往那样进行蒸气老化或花费数月长期地进行大气老化处理,通过由JIS A5015所规定的测定方法测得的水浸膨胀率也为0.5%以下这样的极小值。另外,即便在将脱磷熔渣进行微粉碎后按水:熔渣=5:1的条件将其浸渍在纯水中情况下,虽然在以往游离石灰浓度高的脱磷熔渣中pH为12.5左右,然而在通过本实施方式及其变形例产生的脱磷熔渣中pH降低至11左右,也可将脱磷熔渣作为土木用材料安全地使用。
实施例
在下述的实施例1~14、比较例1~3中全都进行下面那样的处理。在转炉形式的炉中装入规定量的铁液和废铁。接着,一边从炉底底吹氮气和碳酸钙粉体(石灰石粉),一边通过炉顶的料斗添加副原料(表1中的初始上方添加助熔剂),同时从主喷枪顶吹氧气来进行脱磷处理。由脱硅引起的熔渣碱度的降低被CaO源的添加抵消来调节脱磷处理中的熔渣碱度。此外,使用表1所示的化学组成(熔渣组成)的脱碳熔渣和二次精炼熔渣。
在实施例1~14中,作为从上方添加的CaO源,向炉内供给二次精炼熔渣、脱碳熔渣等回收再利用熔渣,将微粉生石灰与顶吹氧气一起供给至火点。
此外,从炉底吹入到铁液中的碳酸钙通过(式7)的反应生成CO气体,有助于搅拌(C为铁液中的C)。
CaCO3+C=CaO+2CO (式7)
在表2~4所示的实施例1~9中,使用二次精炼熔渣、脱碳熔渣中的至少一种熔渣作为回收再利用熔渣,测定脱磷处理前后的铁液中的C量[%C]、Si量[%Si]以及P量[%P]。在这些实施例中,能够使硅浓度降低至大致为0%,并且能够使磷浓度从约0.1%充分降低至0.035%以下。
此处,在实施例4(铁液中的Si浓度为约0.15%)中,通过恰当地控制微粉生石灰的供给起始时刻,与回收再利用熔渣、微粉生石灰的使用量为相同水平的比较例2相比,能够从铁液中将更多的磷除去至熔渣中。同样地,在实施例1~3中,通过恰当地控制微粉生石灰的供给起始时刻(铁液中的Si浓度为约0.08%),与回收再利用熔渣、微粉生石灰的使用量为相同水平的实施例4~6相比,能够从铁液中将更多的磷除去至熔渣中。
此外,在开始添加回收再利用熔渣时的铁液(初始的铁液)中的硅浓度为0.6%以上的情况下,由于在实施例3中仅使用脱碳熔渣,因此与使用了二次精炼熔渣和脱碳熔渣这两者的实施例7相比,能够从铁液中将更多的磷除去至熔渣中。
而且,实施例1~3减少了块生石灰的量,从而与实施例8相比,能够以相同水平的目标碱度有效利用更多的回收再利用熔渣。
另外,实施例1~3由于对铁液施加了更充分的搅拌力,因此不仅能够适用于含有更高Si量的铁液,而且与实施例9相比能够从铁液中将更多的磷除去至熔渣中。
另一方面,比较例1未使用微粉生石灰,而是如以往那样将平均粒径为20mm左右的块状的生石灰与脱碳熔渣和二次精炼熔渣一起来使用,喷渣剧烈。因此,为了实现熔渣的平静,必须中断5分钟的脱磷处理,生产率显著降低。另外,由于熔渣向炉外溢出,因此铁成分损失增加。此外,一旦中断脱磷处理,即一旦停止氧气的供给,则其间,熔渣中的FeO由于铁液中的碳而被还原,因此炉内的氧化能力降低,脱磷能力(脱磷量)降低。为了弥补该脱磷能力的降低而增加氧量时,脱碳反应会超出必要地进行,铁液的熔点增高,因此或者附着在炉内的基体金属增加,或者在从炉向浇包倒出钢水后基体金属变得容易附着于浇包。
另外,比较例2由于较贵的微粉生石灰的供给开始为脱磷与脱硅竞争时,因此无法在高效率脱磷中充分利用微粉生石灰。
表4
如表5~7所示,实施例10~14和比较例3在上述的[%C]、[%Si]及[%P]的基础上,测定了脱磷处理前后的铁液中的Mn量[%Mn],由脱磷处理后的Mn量[%Mn]算出需要投入到脱碳炉中的Mn矿石的必要投入量(脱碳炉内的铁液中Mn基准,表7中的脱碳炉Mn矿石)。通常,投入到脱碳炉中的Mn矿石的投入量由Mn矿石的还原率的经验值(即,由Mn矿石引起的[%Mn]的上升量)、最终目标[%Mn]和脱碳炉处理前(即,脱磷处理后)的[%Mn]确定。此外,这些实施例10~14及比较例3使用了二次精炼熔渣、脱碳熔渣中的至少一种熔渣作为回收再利用熔渣。
实施例10~14能够使硅浓度降低至大致0%,并且能够使磷浓度从约0.1%充分降低至0.015%以下。
此处,将MnO的浓度足够高二次精炼熔渣(浇包熔渣)添加到脱磷炉内的实施例11~14与未使用二次精炼熔渣的实施例10相比,脱磷处理后的Mn浓度变高,脱碳炉中的Mn矿石的必要投入量减少。此外,实施例13除了二次精炼熔渣之外,还投入了脱碳熔渣。
比较例3向脱磷炉中投入了二次精炼熔渣(浇包熔渣),但未供给微粉生石灰。因此,比较例3无法利用火点处的高效率脱磷,与实施例10~14相比,从铁液中除去至熔渣中的P量降低。另外,在该情况下,为了防止喷渣必须将二次精炼熔渣的投入量限制为微少量,因此无法充分获得再利用二次精炼熔渣中的Mn的效果。
此外,表3及表6中的目标碱度是由添加到脱磷炉内的全部副原料(例如CaCO3、微粉生石灰、块生石灰、脱碳熔渣、二次精炼熔渣、铁矿石)中的CaO量以及SiO2量与铁液中的Si量计算出的(CaO)/(SiO2)。即,目标碱度为用副原料中的总CaO量(即,CaO换算量)除以副原料中的总SiO2量与通过铁液中的Si的氧化生成的SiO2的总量的总计量(即,SiO2换算量)而得到的值。另外,表4及表7中的处理时间为向脱磷炉内持续供给顶吹氧气的供给时间,不包含停止供给顶吹氧气的中断时间。
如以上说明的那样,能够将二次精炼熔渣、脱碳熔渣中所含的Mn回收再利用,并且能够将脱硅和脱磷处理后的铁液中的Mn浓度提高到以往以上,因此即使在制造含Mn的制品规格的钢材的情况下,也能够减少昂贵的Mn矿石、Mn合金的使用量。
以上,对本发明的优选实施例进行了说明,但本发明不受这些实施例的限定。在不脱离本发明的主旨的范围内,可以对构成进行添加、省略、置换及其他改变。本发明并不受上述说明的限定,仅受所附的权利要求书的限定。
产业上的可利用性
本发明能够提供一种能够在不增加炉内容积的情况下有效防止喷渣的铁液的脱硅和脱磷方法,在所述铁液的脱硅和脱磷方法中,使用在钢水阶段产生的回收再利用熔渣来降低钢水阶段中的熔渣总排出量,并且抑制熔渣泡沫,由此能够在不增加炉内容积的情况下有效防止喷渣。
符号说明
1 脱磷炉(铁液脱磷炉)
2 顶吹喷枪
3 底吹风口
4 氧气罐
5 氮气罐
6 下方压送罐(底吹粉体压送罐)
7 上方压送罐(微粉生石灰压送罐)
8 料斗(上方料斗)
10 脱碳炉
11 顶吹喷枪
12 氧气罐
13 底吹气体罐
14 底吹风口
15 料斗
P 铁液
S 熔渣
PLD 铁液
SLD 熔渣
Claims (8)
1.一种铁液的脱硅和脱磷方法,其特征在于,其具备下述工序:
氧气吹送工序,在该工序中,从炉的上方朝铁液的表面吹送氧气;
回收再利用熔渣添加工序,在该工序中,将脱碳熔渣、二次精炼熔渣中的至少一种熔渣作为回收再利用熔渣向所述铁液的表面供给;和
微粉生石灰添加工序,在该工序中,使最大粒径为500μm以下的微粉生石灰伴随在吹送至所述铁液的表面的所述氧气中来将所述微粉生石灰向所述铁液上的火点供给;
其中,所述微粉生石灰添加工序从所述铁液中的硅浓度降至0质量%以上且0.15质量%以下的起始时刻开始,
所述铁液的脱硅和脱磷方法进一步具备向所述铁液中吹入气体并且以由下述式1定义的1.2~10kW/t的搅拌力ε搅拌所述铁液的搅拌工序,
此处,ε为对铁液施加的底吹搅拌力,其单位为W/t;
Qg为包括固体的分解气体在内的底吹气体的量,其单位为NL/分钟,所述固体为石灰石粉;
T为底吹开始时的铁液温度,其单位为K;
Tg为吹入前的底吹气体的温度,其单位为K;
H0为吹入深度,其为从铁液液面至底吹风口前端的距离,其单位为m;
Wm为包括装炉废铁在内的铁液的重量,其单位为t。
2.根据权利要求1所述的铁液的脱硅和脱磷方法,其特征在于,所述起始时刻的所述铁液中的硅浓度为0质量%以上且0.08质量%以下。
3.根据权利要求1或2所述的铁液的脱硅和脱磷方法,其特征在于,在所述回收再利用熔渣添加工序中,在所述回收再利用熔渣添加工序开始时所述铁液中的硅浓度小于0.6质量%的情况下,向所述铁液仅供给所述二次精炼熔渣或者供给所述脱碳熔渣及所述二次精炼熔渣这两者;
在所述回收再利用熔渣添加工序中,在所述回收再利用熔渣添加工序开始时所述铁液中的硅浓度为0.6质量%以上的情况下,向所述铁液仅供给所述脱碳熔渣。
4.根据权利要求1或2所述的铁液的脱硅和脱磷方法,其特征在于,在所述回收再利用熔渣添加工序中,在将所述二次精炼熔渣向所述铁液的表面供给的情况下,所述二次精炼熔渣的量相对于每1吨所述铁液为0.1~16kg。
5.根据权利要求1或2所述的铁液的脱硅和脱磷方法,其特征在于,其进一步具备将固体氧源向所述铁液的表面供给的固体氧源添加工序。
6.根据权利要求1或2所述的铁液的脱硅和脱磷方法,其特征在于,其进一步具备将平均粒径为5mm以上的来自矿石的块状CaO源向所述铁液的表面供给的块状CaO源添加工序,在该块状CaO源添加工序中,所述块状CaO源的量被限制在相对于每1吨所述铁液为7.5kg以下。
7.根据权利要求1或2所述的铁液的脱硅和脱磷方法,其特征在于,所述回收再利用熔渣中的MnO的总量为超过0质量%且25质量%以下。
8.根据权利要求1或2所述的铁液的脱硅和脱磷方法,其特征在于,在所述搅拌工序中,使石灰石粉伴随在向所述铁液中吹入的所述气体中来供给。
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