【０００１】
【発明の属する技術分野】
本発明は、転炉型の容器を用いて脱珪、脱燐処理を行なう際に、脱燐時のスラグの滓化を促進することにより、溶銑の脱燐を効率良く行なう転炉型容器を用いた溶銑の脱燐方法に関するものである。
【０００２】
【従来の技術】
従来、高炉から出銑された溶銑は、溶銑鍋やトピードカーなどでの事前予備処理や製鋼工程に搬送して混合攪拌性の優れた転炉型の容器を用いて溶銑の脱珪処理、脱燐処理などの溶銑予備処理を行なうことが施されている。この溶銑予備処理には、トピードカーや鍋における吹酸と、生石灰や酸化鉄などを添加したり、インジェクション（吹き込み）により溶銑中の珪素、燐、硫黄などを除去し、排滓してから転炉装入後に吹酸脱炭精錬するか、あるいは転炉などの精錬炉に装入してから生石灰等のフラックスの添加と、吹酸による脱珪、脱燐を行なった後に、脱炭精錬することが行われている。
【０００３】
しかし、従来のＬＤ型溶銑の予備処理では、初期に一括添加するため、初期の塩基度が高くなり添加したフラックスの滓化が不十分であり、形成されたスラグの脱燐効率が悪くなり、到達燐濃度が高くなって、脱炭精錬炉での脱燐の負荷の増加や生石灰などの副原料の使用量が増大する。特開昭５５−４１９３３号公報（特許文献１）に記載されるように、転炉などの脱炭精錬時に発生した酸化鉄、脱炭スラグを冷却、破砕したものを溶銑中のＳｉ濃度に応じて、溶銑トン当たり２５〜１００Ｋｇを添加して脱珪処理し、さらに、スラグ中に含まれる酸化鉄で溶銑中の燐を酸化して脱燐することが提案されている。また、特開２００１−１３１６２４号公報（特許文献２）に記載されるように、転炉の脱炭滓（脱炭スラグ）を排出する際に、酸素を吹き付けるか、あるいは溶融状態で酸化鉄を添加することにより、脱炭滓の酸素ポテンシャルを高くし、かつ融点を低下させてから冷却、破砕して３ｍｍ以下の粒子を吹き込むことが提案されている。
【０００４】
【引用文献】
（１）特許文献１（特開昭５５−４１９３３号公報）
（２）特許文献２（特開２００１−１３１６２４号公報）
【０００５】
【発明が解決しようとする課題】
しかしながら、特許文献１に記載された方法では、精錬時に転炉容器内に形成されるスラグ量が増加し、わずかなフォーミングでもスロッピングが発生して操業の支障となる。さらに、特許文献２に記載された方法では、脱炭滓の塩基度が高いため融点を十分に低下することができず、脱燐反応を高めることができず、処理時間の延長、到達燐濃度が高くなり、転炉などでの脱燐負荷が増加するなどの問題がある。さらに、初期に一括して添加するため、初期のスラグ塩基度が高くなり、滓化に支障を生じたり、脱燐効率が長くなる。
【０００６】
【課題を解決するための手段】
上述したような問題を解消するために、発明者らは鋭意開発を進めた結果、本発明は、脱珪処理終了時点のスラグ中のＴ・Ｆｅ、塩基度を所定範囲の低塩基度の脱珪スラグにし、かつ脱珪処理後に連続的に生石灰を添加することにより、脱燐処理段階での脱燐を促進させることができる。さらに、脱珪処理後のスラグ組成を前記した条件に制御し、低塩基度の脱珪スラグに、生石灰などを連続して添加することにより、添加した生石灰の溶解が促進され、滓化したスラグに、さらに連続的に生石灰を添加することになるので、生石灰などの添加フラックスを迅速に溶解して、脱燐能の高いスラグを生成した後に脱燐の末期に、燐酸化物（Ｐ２ Ｏ５ ）と全率固溶体（Ｐ２ Ｏ５ ・２ＣａＯ・ＳｉＯ２ ）を組成し得るダイカルシウムシリケート（２ＣａＯ・ＳｉＯ２ ：以下、２ＣＳと称す）固相を析出させることにより、脱燐能を格段に向上させることができる転炉型容器を用いた溶銑の脱燐方法を提供する。
【０００７】
その発明の要旨とするところは、
（１）高炉より出銑された溶銑を転炉型容器を用いて脱珪および脱燐処理を行うに際し、脱燐前に行う脱珪処理終了時のスラグ組成をＴ・Ｆｅ：２０〜７０％とし、かつＣａＯ／ＳｉＯ２ 比：０．３〜１．３の範囲とした上で、脱燐処理時には連続的にＣａＯを投入することを特徴とする転炉型容器を用いた溶銑の脱燐方法。
（２）前記（１）に記載された転炉型容器を用いた溶銑の脱燐方法において、脱燐処理時のスラグ組成をＴ・Ｆｅ：５〜１５％、かつＣａＯ／ＳｉＯ２ 比：１．７〜３．０の範囲とすることを特徴とする転炉型容器を用いた溶銑の脱燐方法。
（３）前記（１）または（２）に記載された転炉型容器を用いた溶銑の脱燐方法において、使用するＣａＯ粒径が０．１〜５ｍｍであることを特徴とする転炉型容器を用いた溶銑の脱燐方法である。
【０００８】
以下、本発明について詳細に説明する。
図１は、本発明に係る溶銑予備処理に用いた転炉型容器の一例を示す全体概念図である。この図に示すように、上底吹き転炉１は炉体９の底部に設けられた底吹きノズル２と上方から炉体９に装入された上吹きランス５とを有し、さらに生石灰等の脱燐フラックスを貯蔵するフラックスホーパー６、および酸化鉄やミルスケール等の固体酸化剤を貯蔵する貯蔵ホッパー７と、これらフラックスホーパー６および貯蔵ホッパー７から切り出された材料を炉体９内の溶銑１０の上部に形成されるスラグ８に添加するシュート１１と出鋼口３を備えている。なお、符号４は炉口を示す。
【０００９】
上述したように、高炉より出銑された溶銑を転炉型容器に受け、この溶銑にフラックスの添加と吹酸を行なって、予め溶銑中の脱珪処理を行うに際し、本発明者らは脱燐反応を促進させるためにはスラグの滓化が重要であることを見出し、この滓化促進を図るためには、特に初期滓化の改善が必須であり、初期滓化を改善するためには、少量スラグの低融点組成コントロールが有効であり、脱珪、脱燐処理を同時に行う転炉型溶銑予備処理方法においては、脱珪処理終了時におけるスラグ量を極力少量化し、組成コントロールを行うことが極めて重要である。このように脱珪処理時スラグの少量化と低塩基度化により、少量の流動性を有するスラグを形成させることによって、スラグ浴自体の伝熱および攪拌が促進され、極めて短時間でのスラグ滓化が可能となるものである。
【００１０】
その具体的手段としては、脱珪処理終了時のスラグ組成をＴ・Ｆｅ（％Ｔ・Ｆｅであり、スラグ中の酸化鉄中の鉄分を表わす）：２０〜７０％とし、かつＣａＯ／ＳｉＯ２ 比を０．３〜１．３の組成範囲に制御する。すなわち、事前添加するＣａＯ量を溶銑〔Ｓｉ〕に応じて調整添加することにより、脱珪期のスラグ量を少量化し、スラグ浴攪拌およびスラグへの伝熱を促進させる。併せて、Ｔ・Ｆｅ濃度を適正範囲化することで、その後の脱燐処理に必要なスラグの酸素ポテンシャルを確保するものである。
【００１１】
脱珪処理終了時のスラグ組成をＴ・Ｆｅ：２０〜７０％とした理由は、Ｔ・Ｆｅ：２０未満では、脱珪処理後に引き続いて行う脱燐処理時の酸素ポテンシャル不足に起因して、脱燐効率の悪化を招く。また、Ｔ・Ｆｅ：７０を超えると、滓化自体は促進されるものの、脱炭反応も随伴して促進され、スロッピング等の操業性悪化が問題となる。従って、その範囲を２０〜７０％とした。さらに、ＣａＯ／ＳｉＯ２ 比が０．３未満の場合は、スラグ滓化は促進されるものの、スロッピング等の操業性悪化の問題や転炉耐火物溶損増大の問題が発生する。また、ＣａＯ／ＳｉＯ２ 比が１．３を超えると場合は、脱珪期そのものの滓化が悪くなるため、脱燐期の滓化改善が達成されず、結果として脱燐効果の悪化を招くことになる。従って、その範囲を０．３〜１．３とした。
【００１２】
また、脱燐末期においては、マトリックススラグへのＣａＯの早期溶解（滓化促進）および末期送酸速度低下などの操業制御によってスラグ組成を、Ｔ・Ｆｅ：５〜１５％、ＣａＯ／ＳｉＯ２ 比を１．７〜３．０の領域に制御することが重要である。脱燐末期にはダイカルシウムシリケート（２ＣａＯ・ＳｉＯ２ ；２ＣＳ）固相を析出させることにより、２ＣＳ固相へのＰ２ Ｏ５ の取り込みによりスラグの脱燐能力が飛躍的に向上し得ることを知見した。このＰ２ Ｏ５ を多量に取り込んだ２ＣＳ固相を析出させるには、ＣａＯ−ＳｉＯ２ −ＦｅＯ系３元状態図上において低融点域から２ＣＳ析出領域への組成コントロールが有効である。
【００１３】
図２は、ＣａＯ−ＳｉＯ２ −ＦｅＯ系３元状態図の模式図を示す。この図に示すように、ＣａＯ投入処理中のスラグ組成の推移を示すもので、ＣａＯ連投化により、処理の前半は低融点領域を推移させ、最終的に２ＣＳ析出領域に到達させることでＰ分配比Ｌｐ｛（％Ｐ）／〔％Ｐ〕｝を高くすることが可能となることを表している。なお、Ｐ分配比Ｌｐでの（％Ｐ）は溶銑中の燐含有量、〔％Ｐ〕はスラグ中の燐含有量を示す。
【００１４】
脱燐処理末期のスラグ組成のＴ・Ｆｅが５％未満では、スラグの固化が顕著となり、排滓性の悪化などによる次チャージの汚染が問題となる。また、１５％を超えると２ＣＳ析出量の減少による脱燐効率の悪化が問題となる。さらに、ＣａＯ／ＳｉＯ２ 比を１．７未満の場合は、２ＣＳ析出域への制御が不十分となり、２ＣＳ量の減少による脱燐効率の悪化が問題となる。また、３．０を超える場合は、ＣａＯ原単位の増加による精錬コスト増、およびスラグ量自体の増大に伴うスラグ処理コスト増加などによる経済性悪化が問題となることから、その範囲を１．７〜３．０とした。
【００１５】
溶銑の脱燐方法において、使用するＣａＯ粒径としては、０．１〜５ｍｍの粒径が好ましい。粒径が０．１ｍｍ未満では、飛散による歩留低下によって、所定のスラグ組成をコントロールすることが困難である。また、５ｍｍを超える粒径の場合はマトリックススラグへのＣａＯ溶解遅れ減少の発生により、脱燐期のスラグ滓化悪化による脱燐効率が悪化することから、その範囲を０．１〜５ｍｍとした。
【００１６】
【発明の実施の形態】
図３は、ＣａＯの連続投入と一括投入の場合の処理時間と燐の経時変化との関係を示す図である。この図に示すように、本発明に係る脱珪処理終了後でのＣａＯの連続添加投入の場合は、脱珪処理前にＣａＯを一括添加投入した場合に比較して到達燐の低位化が図れていることが分かる。また、本発明に係る脱珪処理終了後でのＣａＯの連続添加投入の場合は、ＣａＯを一括添加投入した場合に比較して処理終了時での燐分配比Ｌｐ｛（％Ｐ）／〔％Ｐ〕｝は処理時間に伴い到達燐の高位化が図れていることが分る。
【００１７】
【実施例】
以下、本発明について実施例によって具体的に説明する。
図１に示す上底吹き転炉を用いて、高炉から出銑されたＣ：４．５％、Ｓｉ：０．３５％、Ｐ：０．１０％の溶銑を上底吹き転炉に注入し、生石灰とその他ダストなどの酸化剤を添加し、炉底に設けた底吹羽口から攪拌用ガスの吹き込みを行うことにより溶銑攪拌を行い脱珪を行う。その後脱燐フラックスとして、混練ダスト等の酸化鉄（ＦｅＯ）、ＣａＯを使用して、上底吹きランスより吹酸を行なって脱燐処理を行った。そのときのスラグの脱Ｓｉ終了時のＴ・Ｆｅ％、および塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２ ）、ＣａＯ投入方法、脱Ｐ時のＴ・Ｆｅ％、および塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２ ）、ＣａＯ粒径、最終終了時のＰ含有量、スロッピング発生状況ならびに排滓性について調査した結果を表１に示す。
【００１８】
【表１】
【００１９】
表１に示すように、Ｎｏ．１〜１２は本発明例であり、Ｎｏ．１３〜２４は比較例である。比較例Ｎｏ．１３は脱Ｓｉ終了時のスラグのＴ・Ｆｅ％が低いために、最終終了時のＰ含有量は目標値より高い値を示している。比較例Ｎｏ．１４は脱Ｓｉ終了時のスラグのＴ・Ｆｅ％が高いために、スロッピングの発生が見られた。比較例Ｎｏ．１５はスラグの脱Ｓｉ終了時の塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２ ）が低いために、スロッピングの発生が見られた。比較例Ｎｏ．１６はスラグの脱Ｓｉ終了時の塩最終終了時が高いために、最終終了時のＰ含有量は目標値より高い値を示している。比較例Ｎｏ．１７はＣａＯ投入方法が初期一括投入のために、最終終了時のＰ含有量が高い。比較例Ｎｏ．１８は脱Ｐ時のＴ・Ｆｅ％が低いために、排滓性が悪い。
【００２０】
比較例Ｎｏ．１９は脱Ｐ時のＴ・Ｆｅ％が高いために、スロッピングの発生が見られた。比較例Ｎｏ．２０は脱Ｐ時の塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２ ）が低いために、スロッピングの発生が見られた。比較例Ｎｏ．２１は脱Ｐ時の塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２ ）が高いために、排滓性が悪い。比較例Ｎｏ．２２はＣａＯ粒径が小さいために、最終終了時のＰ含有量が高い。比較例Ｎｏ．２３はＣａＯ粒径が大きいために、Ｎｏ．２２と同様に最終終了時のＰ含有量が高い。比較例Ｎｏ．２４は従来法であり、スラグの脱Ｓｉ終了時の塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２ ）が高く、ＣａＯ投入方法が初期一括投入であり、かつＣａＯ粒径が大きいために、最終終了時のＰ含有量が高い。これに対し、本発明例であるＮｏ．１〜１２はいずれの特性も優れていることが判る。
【００２１】
【発明の効果】
以上述べたように、本発明による脱珪処理終了時点のスラグ中のＴ・Ｆｅ、塩基度を所定範囲の低塩基度の脱珪スラグにし、かつ脱珪処理終了時に形成されるスラグ量を極少化することにより、連続的に添加した生石灰などの脱燐用のフラックスの溶融（滓化）を促進し、脱燐反応を高めることができる。さらに、脱燐処理過程のスラグ組成を前記した条件に制御し、脱燐の末期に、ダイカルシウムシリケート（２ＣａＯ・ＳｉＯ２ ）固相に燐酸化物（Ｐ２ Ｏ５ ）を取り込むことにより、脱燐能を格段に向上させることができる。また、低塩基度の脱珪スラグに、生石灰などを連続して添加することにより、添加した生石灰の溶解が促進され、滓化したスラグに、さらに連続的に生石灰を添加することになるので、生石灰などの添加フラックスを迅速に溶解して、脱燐能の高いスラグを生成することができる極めて優れた効果を奏するものである。
【図面の簡単な説明】
【図１】本発明に係る溶銑予備処理に用いた転炉型容器の一例を示す全体概念図、
【図２】ＣａＯ−ＳｉＯ２ −ＦｅＯ系３元状態図の模式図、
【図３】ＣａＯの連続投入と一括投入の場合の処理時間と燐の経時変化との関係を示す図である。
【符号の説明】
１ 上底吹き転炉
２ 底吹きノズル
３ 出鋼口
４ 炉口
５ 上吹きランス
６ フラックスホーパー
７ 貯蔵ホッパー
８ スラグ
９ 炉体
１０ 溶銑
１１ シュート[0001]
TECHNICAL FIELD OF THE INVENTION
The present invention provides a converter-type container that efficiently dephosphorizes hot metal by promoting slagification of slag at the time of dephosphorization when performing desiliconization and dephosphorization using a converter-type container. The present invention relates to a method for dephosphorizing hot metal used.
[0002]
[Prior art]
Conventionally, hot metal that has been tapped from a blast furnace is subjected to pre-treatment in a hot metal ladle or a topped car, or transported to a steelmaking process, where it is desiliconized and dephosphorized using a converter-type vessel with excellent mixing and stirring properties. Hot metal pretreatment such as treatment is performed. In this hot metal pretreatment, the acid acid in topped cars and pots, and quick lime and iron oxide are added, and silicon (phosphorus, sulfur, etc.) in the hot metal is removed by injection (injection), and the waste is discharged. Blown acid decarburization refining after charging, or after adding to a refining furnace such as a converter and then adding flux such as quicklime and desiliconizing and dephosphorizing with blowing acid, then decarburizing refining Has been done.
[0003]
However, in the conventional LD hot metal pretreatment, the initial basicity is increased and the added flux is insufficiently slag because of the batch addition at the initial stage, and the dephosphorization efficiency of the formed slag deteriorates, As the ultimate phosphorus concentration increases, the load of dephosphorization in the decarburization smelting furnace increases, and the amount of auxiliary materials used such as quicklime increases. As described in JP-A-55-41933 (Patent Literature 1), iron oxide and decarburized slag generated during decarburization refining in a converter and the like are cooled and crushed according to the Si concentration in the hot metal. In addition, it has been proposed to add 25 to 100 kg per ton of hot metal for desiliconization, and to oxidize phosphorus in hot metal with iron oxide contained in slag to remove phosphorus. Further, as described in Japanese Patent Application Laid-Open No. 2001-131624 (Patent Document 2), when decarburized slag (decarburized slag) of a converter is discharged, oxygen is blown or iron oxide is melted in a molten state. It has been proposed to increase the oxygen potential of the decarburized slag and lower the melting point by adding it, and then cool and crush to blow particles of 3 mm or less.
[0004]
[References]
(1) Patent Document 1 (JP-A-55-41933)
(2) Patent Document 2 (Japanese Patent Application Laid-Open No. 2001-131624)
[0005]
[Problems to be solved by the invention]
However, in the method described in Patent Literature 1, the amount of slag formed in the converter vessel at the time of refining increases, and even a small amount of forming causes slopping, which hinders operation. Further, in the method described in Patent Document 2, the melting point cannot be sufficiently reduced due to the high basicity of the decarburized slag, the dephosphorization reaction cannot be increased, the treatment time is prolonged, and the ultimate phosphorus concentration is increased. And there is a problem that the dephosphorization load in a converter etc. increases. Furthermore, since they are added all at once in the initial stage, the basicity of the slag at the initial stage is increased, which may hinder slag formation and increase the dephosphorization efficiency.
[0006]
[Means for Solving the Problems]
As a result of the inventors' intensive development to solve the above-described problems, the present invention has found that T.Fe and basicity in the slag at the end of the desiliconization treatment have a low basicity within a predetermined range. The dephosphorization in the dephosphorization step can be promoted by converting the silicon slag into the slag and continuously adding quicklime after the desiliconization treatment. Furthermore, by controlling the slag composition after the desiliconization treatment to the above-described conditions, and by continuously adding quicklime to the low-basic desiliconized slag, the dissolution of the added quicklime is promoted, and the slag that has become slag In addition, since quick lime is further continuously added, the added flux such as quick lime is rapidly dissolved to produce a slag having a high dephosphorizing ability, and then, at the final stage of dephosphorization, a phosphoric acid (P 2 O 5) is added. ) And a solid phase of dicalcium silicate (2CaO / SiO 2 : hereinafter referred to as 2CS) which can form a solid solution (P 2 O 5 .2CaO.SiO 2 ), thereby greatly improving the dephosphorization ability. Provided is a method for dephosphorizing hot metal using a converter-type vessel that can be made to perform a dephosphorization.
[0007]
The gist of the invention is that
(1) When the hot metal discharged from the blast furnace is subjected to desiliconization and dephosphorization using a converter-type vessel, the slag composition at the end of the desiliconization performed before dephosphorization is T.Fe: 20 to 70%. And a CaO / SiO 2 ratio of 0.3 to 1.3, and continuously introducing CaO during the dephosphorization treatment. Dephosphorization of hot metal using a converter type vessel. Method.
(2) In the method for dephosphorizing hot metal using the converter type container described in the above (1), the slag composition at the time of the dephosphorization treatment is T.Fe: 5 to 15%, and the CaO / SiO 2 ratio: 1 A method for dephosphorizing hot metal using a converter-type container, wherein the range is from 0.7 to 3.0.
(3) In the method for dephosphorizing hot metal using the converter type container described in (1) or (2) above, the converter type wherein the CaO particle size used is 0.1 to 5 mm. This is a method for dephosphorizing hot metal using a container.
[0008]
Hereinafter, the present invention will be described in detail.
FIG. 1 is an overall conceptual diagram showing an example of a converter type vessel used for hot metal pretreatment according to the present invention. As shown in this figure, the top-bottom-blowing converter 1 has a bottom-blowing nozzle 2 provided at the bottom of the furnace body 9 and a top-blowing lance 5 inserted into the furnace body 9 from above. And a storage hopper 7 for storing a solid oxidant such as iron oxide and mill scale, and a material cut out of the flux hopper 6 and the storage hopper 7 is placed in a furnace body 9. A chute 11 and a tapping port 3 to be added to a slag 8 formed above the hot metal 10 are provided. Reference numeral 4 indicates a furnace port.
[0009]
As described above, the present inventors receive molten iron from a blast furnace in a converter type vessel, add flux to the molten iron and perform blowing acid, and perform a desiliconization treatment in the molten iron in advance. In order to promote the phosphorus reaction, it was found that slag slagging is important, and in order to promote this slagging, it is particularly necessary to improve the initial slagging, and to improve the initial slagging, It is effective to control the low melting point composition of a small amount of slag, and in the converter type hot metal pretreatment method in which desiliconization and dephosphorization are performed simultaneously, the amount of slag at the end of the desiliconization treatment should be minimized to control the composition. Is extremely important. As described above, by reducing the amount of slag and reducing the basicity of the slag during the desiliconization treatment, the slag having a small amount of fluidity is formed, thereby promoting the heat transfer and stirring of the slag bath itself. It becomes possible.
[0010]
As a specific means, the slag composition at the end of the desiliconization treatment is set to T.Fe (% T.Fe, which represents iron in iron oxide in slag): 20 to 70%, and CaO / SiO 2 The ratio is controlled in the composition range of 0.3 to 1.3. That is, the amount of CaO to be added in advance is adjusted and added according to the hot metal [Si], so that the amount of slag in the desiliconization period is reduced, and slag bath stirring and heat transfer to the slag are promoted. At the same time, by adjusting the T.Fe concentration to an appropriate range, the oxygen potential of the slag necessary for the subsequent dephosphorization treatment is secured.
[0011]
The reason for setting the slag composition at the end of the desiliconization treatment to be T.Fe: 20 to 70% is that if the slag composition is less than T.Fe: 20, the oxygen potential is insufficient during the dephosphorization treatment performed after the desiliconization treatment. This leads to a decrease in dephosphorization efficiency. When T.Fe exceeds 70, slagging itself is promoted, but decarburization reaction is also promoted and operability deterioration such as slopping becomes a problem. Therefore, the range is set to 20 to 70%. Further, when the CaO / SiO 2 ratio is less than 0.3, slag formation is promoted, but problems such as deterioration of operability such as slopping and increase in erosion loss of converter refractories occur. On the other hand, if the CaO / SiO 2 ratio exceeds 1.3, the formation of slag during the desiliconization period itself is deteriorated, so that the improvement of slag formation during the dephosphorization period is not achieved, and as a result, the dephosphorization effect is deteriorated. Will be. Therefore, the range was set to 0.3 to 1.3.
[0012]
In the final stage of dephosphorization, the slag composition is controlled by controlling the operation such as early dissolution of CaO in the matrix slag (promoting slagging) and lowering of the acid supply rate in the final stage, so that T.Fe: 5 to 15%, CaO / SiO 2 ratio It is important to control in the range of 1.7 to 3.0. By depositing a dicalcium silicate (2CaO.SiO 2 ; 2CS) solid phase at the end of dephosphorization, the dephosphorization ability of slag can be significantly improved by incorporating P 2 O 5 into the 2CS solid phase. I learned. To deposit the P 2 O 5 the large amount of captured 2CS solid phase, the composition control of the CaO-SiO 2 -FeO-based ternary phase diagram of a low-melting zone to the 2CS precipitation region is valid.
[0013]
FIG. 2 shows a schematic diagram of a CaO—SiO 2 —FeO ternary phase diagram. As shown in this figure, the transition of the slag composition during the CaO injection treatment is shown. By the continuous injection of CaO, the low melting point region is shifted in the first half of the treatment and finally reaches the 2CS precipitation region, whereby the P distribution is achieved. This indicates that the ratio Lp {(% P) / [% P]} can be increased. In the P distribution ratio Lp, (% P) indicates the phosphorus content in the hot metal, and [% P] indicates the phosphorus content in the slag.
[0014]
If T.Fe of the slag composition at the end of the dephosphorization treatment is less than 5%, solidification of the slag becomes remarkable, and contamination of the next charge due to deterioration of the waste property becomes a problem. On the other hand, if it exceeds 15%, there is a problem that the phosphorus removal efficiency is deteriorated due to a decrease in the 2CS precipitation amount. Further, when the CaO / SiO 2 ratio is less than 1.7, the control of the 2CS precipitation region becomes insufficient, and the decrease in the 2CS amount causes a problem of the dephosphorization efficiency. If it exceeds 3.0, the refining cost increases due to an increase in the basic unit of CaO, and the economic efficiency deteriorates due to an increase in the slag processing cost due to an increase in the amount of slag itself. To 3.0.
[0015]
In the method for dephosphorizing hot metal, the particle size of CaO used is preferably from 0.1 to 5 mm. If the particle size is less than 0.1 mm, it is difficult to control a predetermined slag composition due to a decrease in yield due to scattering. When the particle size exceeds 5 mm, the CaO dissolution delay in the matrix slag decreases, and the dephosphorization efficiency deteriorates due to the deterioration of slag slag in the dephosphorization period. Therefore, the range is set to 0.1 to 5 mm. .
[0016]
BEST MODE FOR CARRYING OUT THE INVENTION
FIG. 3 is a diagram showing the relationship between the processing time and the change over time of phosphorus in the case of continuous charging and batch charging of CaO. As shown in this figure, in the case of the continuous addition of CaO after the end of the desiliconization treatment according to the present invention, it is possible to achieve a lower level of the reached phosphorus than in the case of adding CaO all at once before the desiliconization treatment. You can see that. In addition, in the case of continuous addition of CaO after completion of the desiliconization treatment according to the present invention, the phosphorus distribution ratio Lp ｛(% P) / [% P]｝ shows that the level of the reached phosphorus can be increased with the processing time.
[0017]
【Example】
Hereinafter, the present invention will be described specifically with reference to Examples.
Using the top and bottom blown converter shown in FIG. 1, molten iron of C: 4.5%, Si: 0.35%, and P: 0.10% was poured from the blast furnace into the top and bottom blown converter. Then, an oxidizing agent such as quicklime and other dust is added, and a hot gas is stirred by blowing a stirring gas from a bottom blowing tuyere provided at the furnace bottom to perform desiliconization. Thereafter, iron oxide (FeO) such as kneaded dust or CaO was used as a dephosphorization flux, and dephosphorization treatment was performed by blowing acid from an upper and lower blowing lance. T · Fe% and basicity (CaO / SiO 2 ) at the end of slag removal of Si at that time, CaO charging method, T · Fe% and basicity (CaO / SiO 2 ) at removal of P, CaO particles Table 1 shows the results obtained by examining the diameter, the P content at the end of the final step, the state of occurrence of slopping, and the waste property.
[0018]
[Table 1]
[0019]
As shown in Table 1, Nos. 1 to 12 are examples of the present invention. 13 to 24 are comparative examples. Comparative Example No. Sample No. 13 shows that the P content at the final end is higher than the target value because the slag T / Fe% at the end of the removal of Si is low. Comparative Example No. In No. 14, since the slag at the end of the removal of Si had a high T.Fe%, generation of slag was observed. Comparative Example No. In No. 15, since the basicity (CaO / SiO 2 ) at the end of slag removal from Si was low, occurrence of slopping was observed. Comparative Example No. No. 16 shows that the P content at the final end is higher than the target value because the final end of the salt at the end of the slag removal from Si is high. Comparative Example No. No. 17 has a high P content at the final end because the CaO charging method is the initial batch charging. Comparative Example No. Sample No. 18 has poor waste properties because the T.Fe% at the time of removal of P is low.
[0020]
Comparative Example No. In No. 19, the occurrence of slopping was observed due to a high T.Fe% at the time of removing P. Comparative Example No. In No. 20, since the basicity (CaO / SiO 2 ) at the time of removing P was low, occurrence of slopping was observed. Comparative Example No. 21 has a high basicity (CaO / SiO 2 ) at the time of removal of P, so that the waste property is poor. Comparative Example No. No. 22 has a high P content at the end of the final stage because the CaO particle size is small. Comparative Example No. No. 23 has a large CaO particle size. As in the case of No. 22, the P content at the final end is high. Comparative Example No. No. 24 is a conventional method, which has a high basicity (CaO / SiO 2 ) at the end of de-Si removal of slag, the initial batch injection of the CaO injection method, and a large CaO particle size. The amount is high. On the other hand, No. 1 of the present invention example. It can be seen that 1 to 12 are all excellent.
[0021]
【The invention's effect】
As described above, T / Fe and slag in the slag at the end of the desiliconization treatment according to the present invention are reduced to a low-basicity desiliconization slag within a predetermined range, and the amount of slag formed at the end of the desiliconization treatment is extremely small. Thus, the melting (slagification) of the dephosphorizing flux such as quicklime added continuously can be promoted, and the dephosphorization reaction can be enhanced. Further, by controlling the slag composition in the dephosphorization process to the above-described conditions, and incorporating phosphorus oxide (P 2 O 5 ) into the dicalcium silicate (2CaO · SiO 2 ) solid phase at the end of the dephosphorization, the dephosphorization is performed. Performance can be significantly improved. In addition, the dissolution of the added quicklime is promoted by continuously adding quicklime to the low basicity desiliconized slag, and the quicklime is further continuously added to the slag slag. This is an extremely excellent effect of rapidly dissolving the added flux such as quicklime and producing slag having a high dephosphorization ability.
[Brief description of the drawings]
FIG. 1 is an overall conceptual diagram showing an example of a converter type vessel used for hot metal pretreatment according to the present invention,
FIG. 2 is a schematic diagram of a ternary phase diagram of a CaO—SiO 2 —FeO system;
FIG. 3 is a diagram showing the relationship between the processing time and the change over time of phosphorus in the case of continuous charging and batch charging of CaO.
[Explanation of symbols]
DESCRIPTION OF SYMBOLS 1 Top-bottom blow converter 2 Bottom-blowing nozzle 3 Tapping port 4 Furnace port 5 Top-blowing lance 6 Flux hopper 7 Storage hopper 8 Slag 9 Furnace body 10 Hot metal 11 Chute
