JP3823595B2

JP3823595B2 - Hot metal refining method

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Publication number: JP3823595B2
Application number: JP10092199A
Authority: JP
Inventors: 良輝菊地; 利夫高岡; 涼川畑
Original assignee: JFE Steel Corp
Current assignee: JFE Steel Corp
Priority date: 1999-04-08
Filing date: 1999-04-08
Publication date: 2006-09-20
Anticipated expiration: 2019-04-08
Also published as: JP2000290716A

Description

【０００１】
【発明の属する技術分野】
本発明は、従来法に較べてマンガン合金鉄の使用量を低減できるとともに、省資源、省エネルギーで、且つスラグ等の発生物の量も極力少なくできる環境に優しい溶銑精錬方法に関するものである。
【０００２】
【従来の技術】
高炉で製造された溶銑から鋼材を製造するには、溶銑に含まれる不純物成分を所定濃度まで低減するとともに、必要な成分を添加して鋼材として要求される成分組成に調整することが必要である。溶銑中に含まれる不純物成分としては、４重量％以上含まれる炭素のほか、燐、硫黄等があり、また、鋼材の要求成分としては強度や靭性を高めるマンガン、珪素等がある。
【０００３】
溶銑から燐や炭素を除くためには、溶銑をスラグと反応させたり、大量の酸素を添加して酸化反応を進行させる方法が採られるが、転炉を用いて炭素・燐を同時に除去していた従来の方法に対し、最近では溶銑段階で燐だけを事前に除去（溶銑予備脱燐処理）した後、転炉脱炭吹錬を行う方法が普及しつつある。また、このような転炉吹錬では、高価なマンガン合金鉄の使用量を節約するために、マンガン鉱石や高マンガンスラグなどのマンガン源が添加される。
【０００４】
この方法では、転炉吹錬において脱燐のために必要であったスラグの量を減らすことが可能になり、この結果、転炉吹錬終了時点でスラグからのマンガン還元率を高め、出鋼中または出鋼後に添加されるマンガン合金鉄の使用量を削減することができる。さらに最近では、転炉脱炭工程だけでなく、溶銑脱燐工程でもマンガン源の添加が行われ、これに伴い転炉脱炭工程後のマンガン歩留まりを効率的に高める方法が求められている。
【０００５】
【発明が解決しようとする課題】
しかし、このような従来の方法では、添加されたマンガン源の一部が転炉脱炭工程や溶銑脱燐工程のスラグ中に残留し、マンガン歩留まりを高くすることが難しいという大きな問題がある。特に、転炉脱炭終点でマンガン歩留まりを高くすることは、溶鋼とスラグの反応原理上、非常に難しい。これは、転炉脱炭終点においては溶鋼中の炭素濃度が減少してスラグの酸化度が上昇するため、マンガンも酸化物となりやすく、マンガンのスラグ中への移行量が増えるためである。
【０００６】
また、マンガン酸化物を効率的に還元するために、スラグ塩基度を高めに制御する方法も採られているが、溶銑脱燐工程や転炉脱炭工程でマンガン鉱石を用いる場合、マンガン鉱石は酸化珪素（ＳｉＯ_２）を主体とした脈石を含むため、この酸化珪素に応じて石灰の添加量が増え、このためスラグ量を減らすことは困難である。したがって、スラグ中のマンガン酸化物の濃度は減少しても、スラグ量が多くなるため、スラグ中に存在するマンガン量自体はそれほど減少しない。
したがって本発明の目的は、溶銑精錬工程において高いマンガン歩留まりが確保でき、これにより溶銑精錬段階で高いマンガン濃度を得ることができる溶銑精錬方法を提供することにある。
【０００７】
【課題を解決するための手段】
上記の課題を解決するためには、溶銑精錬過程におけるマンガンの反応原理を十分に考慮した条件で精錬を行うことが重要であるが、それだけでなく、溶銑精錬プロセスでのスラグ量を如何に極限まで減少させ得るかなど、一貫プロセス全体の条件を考慮することも重要である。
【０００８】
マンガンの反応原理上、マンガンの酸化・還元を支配する要因には温度以外にスラグの酸素ポテンシャルがあり、マンガンの酸化を抑制してその損失（酸化によるスラグへの移行）を抑えるためにはスラグの酸素ポテンシャルを低くすることが重要である。ここで、転炉を用いた脱炭工程では酸素を吹錬して溶湯中の炭素を除去するためスラグ中の酸化鉄の量も増大し、吹錬終点でのスラグの酸素ポテンシャルは溶銑の精錬過程の中で最も高くなり、そのレベルは１０^−１０ａｔｍ以上にもなる。一方、溶銑段階（脱炭工程前の段階）では炭素濃度が４重量％以上もあり、スラグの酸素ポテンシャルは１０^−１６ａｔｍ程度と低い。さらに、高炉からの出銑段階では珪素を含有するため、酸素ポテンシャルはさらに安定して低位にある。このような溶銑段階での低い酸素ポテンシャルは、溶銑温度が若干低いというマンガン反応上の不利を十分補償できるレベルである。
【０００９】
したがって、マンガン源の添加は酸素ポテンシャルが低い脱炭工程前の溶銑、とりわけ脱燐工程前の溶銑に対して行うことが好ましい。特に、上述したようにマンガン源として安価なマンガン鉱石を用いる場合には、脈石中のＳｉＯ_２量に応じた量の石灰を添加する必要があり、このことはスラグ量の削減（後述するようにスラグ量の削減はマンガン歩留まりの向上に有効である）には不利となるので、スラグの酸素ポテンシャルの低いプロセスの選定がさらに重要となる。
【００１０】
また、溶銑から鋼材を製造する一貫プロセスにおいてマンガン歩留まりを高くしようとした場合、プロセス中でのマンガン源の添加時期の選択だけでなく、その後の工程でのマンガンの損失を最少限に抑えることが重要である。マンガン源の添加後に還元性の精錬のみを行う場合には、マンガンの酸化は防止できるためスラグへのマンガンの損失は少なくできる。一方、マンガン源の添加後に酸化精錬を行うことが避けられない場合には、上述したマンガン反応の原理に則り酸素ポテンシャルを下げた精錬を行い、スラグ中へのマンガンの分配量を低下させることが先ず必要である。これに関しては、スラグ中の（Ｔ．Ｆｅ）を可能な限り下げることや、スラグの塩基度を制御することが有効である。
【００１１】
また、スラグとメタルのマンガン分配比と同様に重要なのは、スラグ量である。マンガンの物質収支から見た場合、スラグ量は上記分配比と同じ比率でマンガン損失に対して影響し、分配比を二分の一にすることは、スラグ量を二分の一にすることと等価である。
このようにマンガン添加後においては、スラグの酸素ポテンシャルを低くし、且つスラグ量を少なくできる精錬プロセスであることが、一貫プロセス全体でのマンガン歩留まりを高めるための必要条件となる。
【００１２】
本発明は、上述したような基本的な設計思想の下になされたもので、その特徴は以下の通りである。
［1］溶銑予備処理を行う高炉溶銑の精錬方法であって、少なくとも脱珪工程、脱燐工程及び脱炭工程を、この順序で行う溶銑精錬方法において、
前記脱珪工程での高炉溶銑の脱珪処理においては、溶銑精錬工程で投入すべき全マンガン源のうちの少なくとも一部を投入し、溶銑中のマンガン濃度を高めるとともに、溶銑の珪素濃度を０．１０重量％以下とし、且つ脱珪処理の少なくとも一部を脱珪処理容器を用いて行い、該脱珪処理容器を用いた脱珪処理においては、溶銑をガス撹拌するとともに、脱珪処理容器内に脱珪剤として気体酸素（但し、酸素含有ガスの場合を含む）又は気体酸素（但し、酸素含有ガスの場合を含む）と酸化鉄を添加し、
前記脱燐工程においては、石灰を主成分とする脱燐剤を用い、３０ｋｇ／Ｔ以下のスラグ量で脱燐処理を行うことにより、溶銑中の燐濃度を実質的に製品の燐濃度レベルまで低減させることを特徴とする溶銑精錬方法。
［ 2 ］上記［ 1 ］の溶銑精錬方法において、脱珪工程終了時のスラグ中（Ｔ．Ｆｅ）を５重量％以下とすることを特徴とする溶銑精錬方法。
［ 3 ］上記［ 1 ］または［ 2 ］の溶銑精錬方法において、脱珪工程において、溶銑の珪素濃度を０．０５重量％以下とするとともに、脱珪工程終了時のスラグ中（Ｔ．Ｆｅ）を３重量％以下とすることを特徴とする溶銑精錬方法。
［ 4 ］上記［ 1 ］〜［ 3 ］のいずれかの溶銑精錬方法において、脱珪工程での脱珪処理容器を用いた脱珪処理においては、浸漬ランスを通じて、撹拌ガスとともに媒溶剤又は／及びマンガン源を溶銑中に吹き込むことを特徴とする溶銑精錬方法。
【００１３】
［ 5 ］上記［ 1 ］〜［ 4 ］のいずれかの溶銑精錬方法において、脱炭工程においては、新たに発生するスラグ量を１０ｋｇ／Ｔ以下にして吹錬を行うことを特徴とする溶銑精錬方法。
［ 6 ］上記［ 1 ］〜［ 5 ］のいずれかの溶銑精錬方法において、脱炭工程においては、前チャージで用いたスラグを残し、これを当チャージで用いることを特徴とする溶銑精錬方法。
［ 7 ］上記［ 1 ］〜［ 6 ］のいずれかの溶銑精錬方法において、脱珪工程でのマンガン源の投入により、脱珪工程終了時における溶銑中のマンガン濃度を、高炉溶銑に対して０．２重量％以上増加させることを特徴とする溶銑精錬方法。
【００１４】
［ 8 ］上記［ 1 ］〜［ 7 ］のいずれかの溶銑精錬方法において、脱珪工程でのマンガン源の投入量を、溶銑精錬工程で投入すべき全マンガン源量の７０重量％以上とすることを特徴とする溶銑精錬方法。
［ 9 ］上記［ 1 ］〜［ 8 ］のいずれかの溶銑精錬方法において、脱珪工程で投入されるマンガン源が、マンガン鉱石、高マンガンスラグ、マンガン合金鉄の中から選ばれる１種または２種以上であることを特徴とする溶銑精錬方法。
【００１６】
また、本発明のより好ましい形態は以下の通りである。
［ 10 ］上記［ 1 ］〜［ 9 ］のいずれかの溶銑精錬方法において、脱燐工程において、２０ｋｇ／Ｔ以下のスラグ量で脱燐処理を行うことを特徴とする溶銑精錬方法。
［ 11 ］上記［ 1 ］〜［ 10 ］のいずれかの溶銑精錬方法において、脱炭工程において、実質的に媒溶剤を使用せず、前チャージまたはそれ以前のチャージに生成したスラグを主として使用することを特徴とする溶銑精錬方法。
【００１７】
【発明の実施の形態】
以下、本発明の詳細をその限定理由とともに説明する。
本発明法は、溶銑予備処理を行う高炉溶銑の精錬方法であって、少なくとも脱珪工程、脱燐工程及び転炉型容器を用いた脱炭工程をこの順序で行う溶銑精錬方法である。
高炉から出銑された溶銑は、まず脱珪工程において脱珪処理されるが、この脱珪工程では、溶銑精錬工程で投入すべき全マンガン源のうちの少なくとも一部、好ましくは７０重量％以上のマンガン源を投入する。
【００１８】
先に述べたように、この脱珪工程ではスラグの酸素ポテンシャルが低いためマンガンの酸化が抑制され、しかも、処理時のスラグ塩基度が比較的低いため、マンガン源（マンガン鉱石の場合）から脈石として混入するＳｉＯ_２に対して添加される石灰の量は少なくてよく、このため生成するスラグ量も低く抑えられる。この結果、添加したマンガン源の溶銑中への歩留まりを非常に高くすることが可能である。
【００１９】
したがって、溶銑精錬工程で投入すべき全マンガン源のうちの相当量（好ましくは７０重量％以上）を、このような酸素ポテンシャルが低い脱珪工程で投入することは、マンガン源の高歩留まりを確保する上で非常に有効である。
投入するマンガン源としては、マンガン鉱石、高マンガンスラグ、マンガン合金鉄の中から選ばれる１種または２種以上を利用できるが、上述したようにこの脱珪工程ではマンガン鉱石を投入した場合でも高いマンガン歩留まりが得られるため、熱的な制約などの特別な理由がない限り、脈石分は少ないが高価なマンガン合金鉄を用いる必要はなく、脈石分を比較的多く含有するが安価なマンガン鉱石や高マンガンスラグを使用した方が工業上は有利である。
【００２０】
また、この脱珪工程では溶銑中珪素濃度０．１０％以下、好ましくは０．０５重量％以下まで脱珪処理する。これにより、後に行われる脱燐工程において脱燐のために必要な高塩基度のスラグの量を十分に低減させることができる。
一般に、高炉から出銑された溶銑は鋳床を経由して溶銑鍋等の容器に注湯及び貯留されるが、脱珪処理は鋳床での脱珪、容器内での脱珪処理のいずれか、若しくはその両方を実施してよい。容器内での脱珪処理では、処理容器として溶銑鍋や装入鍋等の取鍋、トピードカー（混銑車）、その他の脱珪専用容器等が用いられる。したがって、マンガン鉱石等のマンガン源の添加は、鋳床、溶銑鍋等の容器への注湯時、容器内での処理時等のいずれで行ってもよい。また、その添加方法としては、溶湯流や溶湯浴面上への上置きや浴中への吹き込みのいずれでもよい。
【００２１】
脱珪処理では脱珪剤として酸素源が添加され、また、必要に応じて媒溶剤として焼石灰などのＣａＯ分が添加され、スラグの塩基度が調整される。酸素源としては、固酸（通常、鉄鉱石、ミルスケール等の酸化鉄）または気酸（気体酸素または酸素含有ガス）のいずれを用いてもよく、また両者を併用してもよい。
【００２２】
脱珪処理では溶銑をガス撹拌等により十分に撹拌することが、脱珪効率及びマンガン源のマンガン歩留を高める上で有効である。この点、取鍋等の容器内で行う脱珪処理は、その溶銑保持形状のために溶銑を十分に撹拌できるため、他の方法（例えば、鋳床での脱珪処理）よりも効率が良い。したがって、特に優れた脱珪効率及びマンガン源のマンガン歩留を得るためには、取鍋等の容器内での脱珪処理を実施するか、或いは鋳床脱珪を実施した後、容器内での脱珪処理を実施するのが好ましい。このような容器としては、媒溶剤、脱珪剤、マンガン源等の供給機能と溶銑の撹拌機能を備えたものであればよく、先に述べた溶銑鍋等の取鍋やこれに類似した形状の脱珪専用容器のいずれでもよい。
【００２３】
なお、脱珪処理を鋳床と容器内の両方で実施する場合において、鋳床での脱珪処理においてマンガン源を添加した場合には、マンガン鉱石中のマンガンのメタルへの回収をより完全に行わせるために、鋳床での脱珪処理と容器内での脱珪処理間における排滓はなるべく行わない方が好ましい。一方、マンガン源の添加を容器内での脱珪処理でのみ行う場合には、鋳床での脱珪処理と容器内での脱珪処理間における排滓は任意であるが、容器内での脱珪処理時のスラグ量を削減するという観点からは排滓を行うのが好ましい。
【００２４】
図１は、溶銑鍋１を用いた脱珪処理状況の一例を模式的に示しており、この例では溶銑鍋１内に送酸ランス２を通じて気酸（気体酸素または酸素含有ガス）が吹き込まれるとともに、浸漬ランス３を通じて撹拌ガスや石灰粉等の媒溶剤が溶銑中に吹き込まれ、さらに必要に応じて固体原料（例えば、焼結粉やミルスケール等の固酸）が鍋上方の原料投入装置４から上置き装入できるようになっている。このような溶銑鍋１内の溶銑に対してマンガン源を投入する場合、浸漬ランス３を通じた吹き込み、鍋上方からの上置き装入のいずれでもよく、また、その両方を併用することもできる。
【００２５】
また、スラグの酸素ポテンシャルを低減させて、投入されたマンガン源の還元を効果的に促進させるためには、容器内に脱珪剤である酸素源を添加しつつ、溶銑を撹拌することにより、脱珪工程終了時のスラグ中（Ｔ．Ｆｅ）を５重量％以下とすることが好ましい。脱珪工程終了時のスラグ中（Ｔ．Ｆｅ）が５重量％を超えると、スラグの酸素ポテンシャルが高くなり過ぎるため、マンガン源の還元を効果的に促進させることができない。
【００２６】
以上のようにして行われる脱珪処理により、高炉溶銑よりもマンガン濃度が高められ、且つ珪素濃度が０．１０重量％以下、好ましくは０．０５重量％以下まで低減された低珪素溶銑を得る。
また、脱珪工程終了時の溶銑中のマンガン濃度は、高炉溶銑に対して０．２重量％以上増加していることが好ましい。これは、一貫プロセスの中でスラグの酸素ポテンシャルが最も低い脱珪処理において積極的に溶銑中マンガン濃度を上昇させておくことが有利だからである。
【００２７】
前記脱燐工程では、上記のようにマンガン濃度が高められた低珪素溶銑に対して、３０ｋｇ／Ｔ（溶銑ｔｏｎ）以下、好ましくは２０ｋｇ／Ｔ以下のスラグ量で脱燐処理を行い、溶銑中の燐濃度を実質的に製品の燐濃度レベルまで低減させる。
この脱燐工程では、脱燐に有利な低温処理を可能とするために溶銑の脱炭を最小限に抑さえ、処理後メタルの炭素濃度を高く維持するものであるから、メタルの酸素ポテンシャルが低く、それに伴い処理後スラグの（Ｔ．Ｆｅ）を低くできる。このためスラグの酸素ポテンシャルの問題は比較的少ないが、スラグへのマンガン損失を抑制するにはスラグ量を極力少なくした精錬を行う必要があり、スラグ量が３０ｋｇ／Ｔを超えるとスラグへのマンガン損失が増大し、マンガン歩留まりの向上を図る本発明の目的が損なわれる。脱燐処理される溶銑が珪素濃度０．１０重量％以下、好ましくは０．０５重量％以下の低珪素溶銑であることは、スラグ量の低減化に有効である。
【００２８】
少ないスラグ量で効率的な脱燐処理を行うためには脱燐能が高いスラグを生成させる必要がある。このためにはスラグの塩基度を高めることが必要であり、したがって、脱珪スラグ等の混入は極力抑制することが好ましい。
脱燐工程では、機械式排滓装置や手作業等より前工程で生じたスラグを分離した溶銑を溶銑鍋等の取鍋、トピードカー、転炉型容器等を用いて脱燐処理するが、使用する容器に特別な制約はなく、場合によっては、同一容器内で前記脱珪処理と脱燐処理を順次実施してもよい。
【００２９】
通常、脱燐処理では石灰を主成分とする脱燐剤が用いられるが、その添加量は１５ｋｇ／Ｔ（溶銑ｔｏｎ）以下、望ましくは８ｋｇ／Ｔ以下とすることが好ましい。脱燐剤の添加量が１５ｋｇ／Ｔを超えると、生成するスラグ量が３０ｋｇ／Ｔを超えてしまう。
脱燐処理では、脱燐反応を効率的に行うために気酸（気体酸素または酸素含有ガス）および／または固酸（例えば、鉄鉱石、ミルスケール等の酸化鉄）を媒溶剤とともに添加（上置きまたはインジェクションによる添加）するが、スラグの過酸化を防止してマンガンの酸化を抑制するためには、十分な撹拌を行うことが好ましい。一般に、この撹拌は浸漬ランス等を利用したガス撹拌が行われる。
【００３０】
また、この脱燐工程でのマンガン源の投入も可能であるが、マンガン源によっては、脈石や含有成分としてＳｉＯ_２やＳｉを含むため、多量には添加できない。これは、マンガン源を多量に添加した場合にはスラグに溶解したＳｉＯ_２が塩基度を低下させてしまうため、脱燐に有利な高い塩基度を補償するには媒溶剤の追加が必要であり、このためスラグ量が増え、添加したマンガン源のメタル（溶銑）への歩留まりを高くできないためである。
【００３１】
前記脱炭工程では、上記脱珪処理と脱燐処理においてマンガン濃度が高められ且つ低燐化、低珪素化された溶銑を、転炉型容器を用いて新たに発生するスラグ量を１０ｋｇ／Ｔ（溶銑ｔｏｎ）以下にして脱炭処理が行われる。
この脱炭工程では、炭素濃度が低下するにしたがって処理後スラグの酸素ポテンシャルが高くなることは従来と同様に避けがたい。しかし、本発明法においては、事前の脱燐工程において溶銑中の燐濃度は実質的に製品の燐濃度レベルまで低下しているため、脱炭工程では実質的な脱燐は必要とされない。さらに、溶銑中のマンガン濃度も事前に十分に高めておくことができるため、マンガン源、特にＳｉＯ_２の混入源となるマンガン鉱石の投入量は実質的ゼロか、若しくは投入する場合でも最小限の量に抑えることができる。
【００３２】
これらのためにスラグ塩基度を調整するための石灰の投入もほとんど必要がなく、このためスラグの発生量を１０ｋｇ／Ｔ以下の最小限に抑えることができる。このため前チャージのスラグを用いても、当チャージ中のスラグの塩基度低下などの組成の劣化がなく、実質的にスラグを半永久的に繰り返し使用でき、この意味でパーマネントスラグ化が可能である。この結果、前チャージの吹錬中に生じたマンガン損失分は次チャージ以降で回収することが可能となる。このように本発明法では、脱炭工程におけるスラグ自体の酸素ポテンシャルが高いにもかかわらず、脱炭工程でのマンガン損失を実質的にほとんど無くすことができる。
【００３３】
上述したように脱炭工程では脱燐の必要がほとんどないため、吹錬時に生成する酸化鉄の希釈材としてや、浴面からの粒滴の飛散や放熱を抑制するために多少のカバースラグは必要であるが、媒溶剤で生成させるスラグ量は極く少量でよい。また、スラグの精錬能が必須ではなく、スラグ組成の多少の変動も問題ないため、上述したように炉内へのスラグ残し操業などによりスラグを繰り返し使用すること、すなわち、実質的に媒溶剤を使用せず、前チャージまたはそれ以前のチャージに生成したスラグを主として使用することも可能である。
【００３４】
この脱炭工程では、必要に応じてマンガン源の添加（溶銑精錬工程で投入すべき全マンガン源のうち、脱珪工程で添加されなかった残量）が行われるが、脱珪工程においてマンガン濃度を十分に高めておくことにより、マンガン源の投入量を実質的ゼロか、若しくは投入する場合でも最小限の量に抑えることができる。脱炭工程で添加できるマンガン源としても、脱珪工程と同様、マンガン鉱石、高マンガンスラグ、マンガン合金鉄の中から選ばれる１種または２種以上を利用できるが、高価なマンガン合金鉄の使用量を節減するという点からは、マンガン鉱石や高マンガンスラグを用いることが好ましい。
【００３５】
また、脱炭工程で添加されるマンガン源は、溶銑精錬工程で投入すべき全マンガン源の量の３０重量％未満とすることが好ましい。脱炭工程におけるマンガン源の投入量が３０重量％以上となると、マンガン源（特に、マンガン鉱石）から混入するＳｉＯ_２量に応じて石灰の添加量を増やす必要があるため、その分スラグ量が増大してスラグ発生量が１０ｋｇ／Ｔを超えるような場合も生じ、脱炭工程でのマンガン損失が抑制できなくなる。
以上のように本発明法によれば、溶銑精錬工程において高い歩留まりで溶銑中のマンガン濃度を高めることができ、このため出鋼中や出鋼後に添加されるマンガン合金鉄の使用量を従来に較べて大幅に削減することができる。
【００３６】
【実施例】
［実施例１］
高炉から出銑された溶銑に対し、鋳床脱珪−鍋脱珪（溶銑鍋での脱珪）−転炉脱燐−転炉脱炭を行う一連の工程での溶銑の精錬を行った。
マンガン源としては、マンガン濃度：４８重量％、ＳｉＯ_２濃度：６重量％のマンガン鉱石を用い、大部分の実施例においては、鋳床脱珪工程および／または鍋脱珪工程においてマンガン鉱石の塊状物を上投入により添加するとともに、転炉脱炭工程においても工程初期に炉内に上投入によって添加した。また、一部の実施例（比較例）では、転炉脱炭工程においてのみマンガン鉱石を添加した。
全溶銑精錬工程でのマンガン源の添加量は、溶銑ｔｏｎ当たり約１２ｋｇで一定とした。
【００３７】
マンガン鉱石中の酸素を脱珪反応に利用するため、鋳床脱珪工程においてマンガン源を添加した場合には鋳床脱珪工程と鍋脱珪工程との間での排滓は行わず、溶銑と反応させた。鍋脱珪工程では、浸漬ランスから約０．０１Ｎｍ^３／ｍｉｎ・Ｔ（溶銑ｔｏｎ）の供給量で窒素ガスを浴中に吹き込んで、溶銑を撹拌するとともに、スラグ反応を進行させた。また、必要とする脱珪量に応じて気体酸素や酸化鉄を添加した。
脱珪終了時のスラグの（Ｔ．Ｆｅ）は、一部の実施例では５重量％を超える濃度であったが、大部分の実施例では、鋳床での上置き添加後の落下流による撹拌とその後の溶銑鍋でのガス撹拌によってスラグを強化することにより、これを５重量％以下とした。
【００３８】
鋳床脱珪工程および鍋脱珪工程により溶銑の珪素濃度を所定のレベルまで低下させた後、生成スラグを排滓し、次いで溶銑脱燐を行う転炉に溶銑を装入した。脱燐のための石灰量は、装入された溶銑の珪素濃度に応じ決められるため、珪素濃度が低い溶銑の場合は石灰投入量は少なく、このため生成した脱燐スラグ量にも差が生じた。本実施例では、石灰の投入によりスラグの塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ_２）をほぼ４．５に調整した。また、脱燐処理終点のスラグの酸化度を低位とすることによりスラグへのマンガン損失を少なくするため、スラグ中の全酸化鉄濃度の指標である（Ｔ．Ｆｅ）濃度を５重量％以下とした。
【００３９】
転炉での脱燐処理が終了した溶銑は、一旦溶銑鍋に出湯した後、別の転炉に再装入し、最終脱炭を主目的とした処理を行った。この脱炭処理では炉底部から約０．１Ｎｍ^３／ｍｉｎ・Ｔ（溶銑ｔｏｎ）の供給量で窒素またはアルゴンガスを吹き込んで溶銑の撹拌を行いつつ、上部から送酸を行った。この脱炭工程では、スラグの塩基度が３．５に調整されるよう、混入するＳｉＯ_２量に対して石灰源を添加した。脱炭処理後のスラグは全量排滓せず、炉内に１５〜４５ｋｇ／Ｔ（溶銑ｔｏｎ）相当のスラグが残留する状態で処理を連続して行った。
【００４０】
この脱炭処理では、前チャージの処理で用いたスラグを残し、これを当該チャージで使用したため、スラグ中のマンガン源も継続して利用でき、基本的にはマンガンの損失がない条件で処理を行った。すなわち、この脱炭工程で装入されたマンガン鉱石から混入するＳｉＯ_２量に応じて新たに増量されたスラグへのマンガン分配分が、マンガン損失として生じる条件であった。
【００４１】
また、本発明例の脱炭工程では新たに発生したスラグ量を１０ｋｇ／Ｔ（溶銑ｔｏｎ）以下として吹錬した。この新たに発生したスラグは、この工程で発生するＳｉＯ_２分に対してスラグの塩基度補償するために添加される石灰と、酸化度に応じて分配される酸化鉄分、マンガン分などを主体としたものである。上記のように事前に脱燐工程で燐を除去しているため、脱炭工程では脱燐のためのスラグは実質的に不要であり、しかも全マンガン源添加量の一部を脱珪工程で添加しているため脱炭工程でのマンガン源の添加および発生するＳｉＯ_２分を少なくでき、この結果、石灰、酸化鉄、マンガン分などで形成されるスラグ量を少なくできる。
一方、一部の比較例（表１のＮｏ．５）のように全マンガン源を転炉での脱炭工程で添加した場合には、脱炭工程で新たに発生するスラグは１０ｋｇ／Ｔを僅かに超えた。
脱炭工程終了時の溶鋼中炭素濃度は略０．０８重量％であり、溶鋼温度は約１６５０℃に制御した。
【００４２】
本実施例における一連の処理条件とマンガンの総合歩留まりを表１に示す。
表１によれば、鋳床及び溶銑鍋での脱珪処理後の珪素濃度が高い比較例（実施例Ｎｏ．１、Ｎｏ．２）では、その後の脱燐処理でのマンガン損失が大きく、鋳床や溶銑鍋での脱珪工程でマンガン源を添加することによる効果はほとんどない。これに対して鋳床及び溶銑鍋での脱珪処理後の珪素濃度が０．１０重量％以下と低い本発明例の場合には、脱燐工程でのスラグ量も少なくでき、マンガン損失を効果的に抑制することができる。さらに、実施例Ｎｏ．１３、Ｎｏ．１４のように珪素濃度を０．０５重量％以下とし、脱珪工程終点でのスラグの（Ｔ．Ｆｅ）を３重量％以下とすることにより、さらに高いマンガン歩留まりが得られている。
【００４３】
また、実施例Ｎｏ．３、Ｎｏ．４のようにマンガン源の投入割合を脱炭工程で大きくすると、マンガン源から混入するＳｉＯ_２量に応じた量の石灰を投入する必要が生じるためスラグ量が確実に増加し、このためマンガンの損失を抑制できなくなる。
マンガン源の添加は、処理時のスラグの塩基度を３以上と高くするためにスラグ量が多くなる脱燐工程や脱炭工程（脱燐工程での脱燐能力を高めるためや脱炭工程でのスラグ／メタルへのマンガン分配比を低下させるために、これらの工程ではスラグの塩基度を高める必要があり、そのために石灰源を多く添加することになるためスラグ量が多くなる。）での投入割合が多くなることを避けるようにすれば、鋳床脱珪工程、鍋脱珪工程のいずれで投入しても構わない。
【００４４】
【表１】

【００４５】
［実施例２］
高炉溶銑を溶銑鍋に受銑後、脱珪処理し、次いで脱燐及び脱炭を転炉で行った。
マンガン源としては、マンガン濃度：５０重量％のマンガン鉱石かマンガン濃度：２６重量％の高マンガンスラグを用い、マンガン源は溶銑鍋での脱珪工程時にのみに添加した。マンガン源の添加量は、溶銑ｔｏｎ当たり１０ｋｇで一定とした。溶銑鍋内へのマンガン源の添加は上置きまたはインジェクションで行った。
【００４６】
本実施例における一連の処理条件とマンガンの総合歩留まりを表２に示す。
なお、表２に示す添加方法の具体的内容は以下の通りである。
インジェクション１：２本の浸漬ランスからそれぞれ毎分１Ｎｍ^３の撹拌ガスを吹き込むとともに、合計で毎分０．２５ｋｇ／Ｔ（溶銑ｔｏｎ）のマンガン源をインジェクションした。
インジェクション２：２本の浸漬ランスからそれぞれ毎分１Ｎｍ^３の撹拌ガスを吹き込むとともに、合計で毎分０．５０ｋｇ／Ｔ（溶銑ｔｏｎ）のマンガン源をインジェクションした。
上置き１：マンガン源を上置き装入するとともに、２本の浸漬ノズルからそれぞれ毎分１Ｎｍ^３の撹拌ガスを吹き込んだ。
上置き２：マンガン源を上置き装入するとともに、１本の浸漬ノズルから毎分１Ｎｍ^３の撹拌ガスを吹き込んだ。
【００４７】
表２によれば、実施例１の結果と同様に、脱珪処理終了時のスラグの（Ｔ．Ｆｅ）を低下させ、この時点までに装入されたマンガンの歩留まりを高めることができれば、その後の脱燐及び脱炭工程でのマンガン損失を少なくでき、溶銑精錬工程全体でのマンガン歩留まりを高くすることが可能である。これは、脱珪処理終了までに溶銑中のマンガン濃度を高めておけば、後工程においてマンガン源から混入するＳｉＯ_２に応じた石灰源を投入する必要が無くなり或いは投入量を低減できるため、スラグ量を極力少なくすることができ、マンガン分配が一定の場合、スラグ量が少ないほどマンガン損失が少なくできるためである。すなわち、マンガン歩留が高い脱珪工程においてマンガン濃度を高め、後工程でのマンガン損失を極少とすることで、全体でのマンガン歩留を高めることができる。
【００４８】
また、脱珪工程で投入されるマンガン源の種類に拘りなく、溶銑精錬工程全体で高いマンガン歩留まりを得ることが可能であるが、脱珪処理時にインジェクションの装入速度や撹拌強度を調整して最終のスラグ酸化度を低下することが有効である。
【００４９】
【表２】

【００５０】
【発明の効果】
以上述べたように本発明法によれば、鋼材に必要なマンガン成分の濃度を溶銑精錬段階において高い歩留まりで効果的に高めることができ、このため出鋼中や出鋼後におけるマンガン合金鉄の使用量を最小限に抑えることができ、さらに、スラグ等の発生物の量も極力低減させることができる。このため本発明法は、鉄鋼製造における省資源化や省エネルギー化、さらにはスラグ等の発生物の低減化、製造コストの低減化の面で優れた効果を有する。
【図面の簡単な説明】
【図１】溶銑鍋を用いた脱珪処理状況の一例を模式的に示す説明図
【符号の説明】
１…溶銑鍋、２…送酸ランス、３…浸漬ランス、４…原料投入装置[0001]
BACKGROUND OF THE INVENTION
The present invention relates to an environment-friendly hot metal smelting method that can reduce the amount of manganese alloy iron used compared to conventional methods, save resources and energy, and reduce the amount of products such as slag as much as possible.
[0002]
[Prior art]
In order to produce a steel material from hot metal produced in a blast furnace, it is necessary to reduce the impurity components contained in the hot metal to a predetermined concentration and to add the necessary components to adjust the component composition required as a steel material. . Impurity components contained in the hot metal include 4% by weight or more of carbon, phosphorus, sulfur and the like, and required components of steel materials include manganese, silicon and the like which increase strength and toughness.
[0003]
In order to remove phosphorus and carbon from the hot metal, methods such as reacting the hot metal with slag or adding a large amount of oxygen to advance the oxidation reaction are used, but carbon and phosphorus are simultaneously removed using a converter. In contrast to the conventional method, recently, a method in which only phosphorus is removed in advance in the hot metal stage (hot metal preliminary dephosphorization treatment) and then converter decarburization blowing is becoming widespread. Further, in such converter blowing, a manganese source such as manganese ore or high manganese slag is added in order to save the amount of expensive manganese alloy iron used.
[0004]
This method makes it possible to reduce the amount of slag required for dephosphorization in the converter blowing, and as a result, the manganese reduction rate from the slag is increased at the end of the converter blowing, and the steel output is reduced. It is possible to reduce the amount of manganese alloy iron added during or after steelmaking. More recently, the manganese source is added not only in the converter decarburization process but also in the hot metal dephosphorization process, and accordingly, a method for efficiently increasing the manganese yield after the converter decarburization process is required.
[0005]
[Problems to be solved by the invention]
However, such a conventional method has a big problem that part of the added manganese source remains in the slag of the converter decarburization process or the hot metal dephosphorization process, and it is difficult to increase the manganese yield. In particular, it is very difficult to increase the manganese yield at the end of converter decarburization because of the reaction principle between molten steel and slag. This is because, at the end point of converter decarburization, the carbon concentration in the molten steel decreases and the degree of oxidation of slag increases, so that manganese is also easily oxidized and the amount of manganese transferred into the slag increases.
[0006]
Moreover, in order to reduce manganese oxide efficiently, a method of controlling the slag basicity to be higher is also employed. However, when manganese ore is used in the hot metal dephosphorization process or converter decarburization process, Silicon oxide (SiO₂) Containing gangue, the amount of lime added increases according to the silicon oxide, and it is difficult to reduce the amount of slag. Therefore, even if the concentration of manganese oxide in the slag decreases, the amount of slag increases, so the amount of manganese present in the slag does not decrease so much.
Accordingly, an object of the present invention is to provide a hot metal refining method capable of ensuring a high manganese yield in the hot metal refining process and thereby obtaining a high manganese concentration in the hot metal refining stage.
[0007]
[Means for Solving the Problems]
In order to solve the above problems, it is important to perform refining under the conditions that fully consider the reaction principle of manganese in the hot metal refining process, but not only that, but how much the slag amount in the hot metal refining process is limited. It is also important to consider the conditions of the entire consistent process, such as whether it can be reduced.
[0008]
In addition to temperature, the factor that governs the oxidation / reduction of manganese in the reaction principle of manganese is the oxygen potential of slag. To suppress the oxidation of manganese and reduce its loss (transition to slag due to oxidation), slag It is important to lower the oxygen potential. Here, in the decarburization process using a converter, the amount of iron oxide in the slag increases because oxygen is blown to remove carbon in the molten metal, and the oxygen potential of the slag at the end of the blowing is the refining of hot metal. The highest in the process, the level is 10^-10It becomes more than atm. On the other hand, in the hot metal stage (the stage before the decarburization process), the carbon concentration is 4% by weight or more, and the oxygen potential of the slag is 10%.^-16It is as low as atm. Further, since the silicon is contained at the stage of leaving from the blast furnace, the oxygen potential is more stable and low. Such a low oxygen potential in the hot metal stage is a level that can sufficiently compensate for the disadvantage of the manganese reaction that the hot metal temperature is slightly low.
[0009]
Therefore, it is preferable to add the manganese source to the hot metal before the decarburization step having a low oxygen potential, particularly to the hot metal before the dephosphorization step. In particular, as described above, when using an inexpensive manganese ore as a manganese source, SiO in the gangue₂It is necessary to add an amount of lime corresponding to the amount, which is disadvantageous for reducing the amount of slag (as described below, reducing the amount of slag is effective for improving the manganese yield). The selection of processes with low potential is even more important.
[0010]
In addition, when trying to increase the manganese yield in an integrated process for producing steel from hot metal, not only the timing of adding the manganese source during the process, but also minimizing the loss of manganese in subsequent processes. is important. When only reductive refining is performed after the addition of the manganese source, oxidation of manganese can be prevented, so that the loss of manganese to the slag can be reduced. On the other hand, if it is unavoidable to perform oxidative refining after the addition of manganese source, refining with reduced oxygen potential is performed in accordance with the above-mentioned principle of manganese reaction, and the distribution amount of manganese in the slag can be reduced. First, it is necessary. In this regard, it is effective to reduce (T.Fe) in the slag as much as possible and to control the basicity of the slag.
[0011]
As important as the manganese distribution ratio between slag and metal is the amount of slag. From the viewpoint of the mass balance of manganese, the amount of slag affects manganese loss at the same ratio as the above distribution ratio, and halving the distribution ratio is equivalent to halving the slag amount. is there.
Thus, after the addition of manganese, a refining process capable of reducing the oxygen potential of slag and reducing the amount of slag is a necessary condition for increasing the manganese yield in the entire integrated process.
[0012]
  The present invention has been made under the basic design concept as described above, and its features are as follows.
[1] In a hot metal refining method for performing hot metal preliminary treatment, the hot metal refining method performs at least a desiliconization step, a dephosphorization step, and a decarburization step in this order.
  In the desiliconization treatment of the blast furnace hot metal in the desiliconization process, at least a part of all manganese sources to be input in the hot metal refining process is added to increase the manganese concentration in the hot metal and reduce the silicon concentration of the hot metal to 0. .10% by weight or less,In addition, at least a part of the desiliconization treatment is performed using a desiliconization treatment vessel. In the desiliconization treatment using the desiliconization treatment vessel, the molten iron is gas-stirred and gas is used as a desiliconization agent in the desiliconization treatment vessel. Add oxygen (however, including oxygen-containing gas) or gaseous oxygen (however, including oxygen-containing gas) and iron oxide,
  In the dephosphorization step,Using a dephosphorizing agent mainly composed of lime,A hot metal refining method characterized in that the phosphorus concentration in the hot metal is substantially reduced to the phosphorus concentration level of the product by performing the dephosphorization treatment with a slag amount of 30 kg / T or less.
[ 2 ]the above[ 1 In the hot metal refining method, the hot metal refining method is characterized in that (T.Fe) in the slag at the end of the desiliconization step is 5 wt% or less.
[ Three ]the above[ 1 ] Or [ 2 In the hot metal refining method, the silicon concentration of the hot metal is set to 0.05% by weight or less in the silicon removal step, and (T.Fe) in the slag at the end of the silicon removal step is set to 3% by weight or less. A hot metal refining method.
[ Four ]the above[ 1 ] ~ [ Three In the hot metal refining method of any of the above, in the desiliconization process using the desiliconization treatment vessel in the desiliconization process, a solvent or / and a manganese source are blown into the hot metal along with a stirring gas through an immersion lance. A hot metal refining method.
[0013]
[ Five ]the above[ 1 ] ~ [ Four Any ofIn the hot metal refining method, the hot metal refining method, wherein in the decarburization step, the newly generated slag amount is blown to 10 kg / T or less.
[ 6 ]the above[ 1 ] ~ [ Five ] In the hot metal refining method, the hot metal refining method is characterized in that, in the decarburization step, the slag used in the previous charge is left and used in the current charge.
[ 7 ]the above[ 1 ] ~ [ 6 Any ofIn the hot metal refining method, the manganese concentration in the hot metal at the end of the desiliconization process is increased by 0.2% by weight or more with respect to the blast furnace hot metal by introducing a manganese source in the desiliconization process. .
[0014]
[ 8 ]the above[ 1 ] ~ [ 7 ]In any one of the hot metal refining methods, the amount of manganese source input in the desiliconization step is 70% by weight or more of the total amount of manganese sources to be input in the hot metal refining step.
[ 9 ]the above[ 1 ] ~ [ 8 ]In any one of the hot metal refining methods, the hot metal refining is characterized in that the manganese source input in the desiliconization step is one or more selected from manganese ore, high manganese slag, and manganese alloy iron Method.
[0016]
  Moreover, the more preferable form of this invention is as follows.is there.
[ Ten ]the above[ 1 ] ~ [ 9 ]The hot metal refining method according to any one of the above, wherein the dephosphorization process is performed with a slag amount of 20 kg / T or less in the dephosphorization step.
[ 11 ]the above[ 1 ] ~ [ Ten ]In the hot metal refining method of any one of the above, the hot metal refining method is characterized in that, in the decarburization step, substantially no solvent is used, and the slag generated in the previous charge or the previous charge is mainly used.
[0017]
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
Hereinafter, details of the present invention will be described together with the reasons for limitation.
The method of the present invention is a method for refining blast furnace hot metal in which hot metal pretreatment is performed, in which at least a desiliconization step, a dephosphorization step, and a decarburization step using a converter type vessel are performed in this order.
The hot metal discharged from the blast furnace is first desiliconized in a desiliconization process. In this desiliconization process, at least a part of the total manganese source to be charged in the hot metal refining process, preferably 70 wt% or more. Of manganese source.
[0018]
As mentioned earlier, in this desiliconization process, oxidation of manganese is suppressed because the oxygen potential of slag is low, and since the basicity of slag during treatment is relatively low, the pulse from the manganese source (in the case of manganese ore) SiO mixed as stone₂The amount of lime added to the slag may be small, so that the amount of slag generated can be kept low. As a result, the yield of the added manganese source in the hot metal can be made very high.
[0019]
Therefore, when a considerable amount (preferably 70% by weight or more) of the total manganese source to be input in the hot metal refining process is input in the desiliconization process having such a low oxygen potential, a high yield of the manganese source is ensured. It is very effective in doing.
As the manganese source to be input, one or more selected from manganese ore, high manganese slag, and manganese alloy iron can be used, but as described above, this desiliconization process is high even when manganese ore is input. Manganese yield is obtained, so unless there is a special reason such as thermal restriction, it is not necessary to use expensive manganese alloy iron with a small amount of gangue, but it contains a relatively large amount of gangue but is inexpensive. It is industrially advantageous to use ore or high manganese slag.
[0020]
In this desiliconization step, the silicon concentration in the molten iron is desiliconized to 0.10% or less, preferably 0.05% by weight or less. Thereby, it is possible to sufficiently reduce the amount of high basicity slag required for dephosphorization in a dephosphorization step performed later.
In general, the hot metal discharged from the blast furnace is poured and stored in a container such as a hot metal ladle via a cast floor. The desiliconization process can be either desiliconization in the cast floor or desiliconization process in the container. Or both. In the desiliconization process in the container, a ladle such as a hot metal ladle or a charging pot, a topped car (mixed car), and other desiliconization containers are used as the processing container. Therefore, the addition of a manganese source such as manganese ore may be performed either when pouring water into a container such as a casting bed or a hot metal ladle or during treatment in the container. Further, the addition method may be either a molten metal flow, an upper surface of the molten metal bath, or a blowing into the bath.
[0021]
In the desiliconization treatment, an oxygen source is added as a desiliconizing agent, and, if necessary, a CaO component such as burnt lime is added as a solvent to adjust the basicity of the slag. As the oxygen source, either solid acid (usually iron oxide such as iron ore or mill scale) or gas acid (gaseous oxygen or oxygen-containing gas) may be used, or both may be used in combination.
[0022]
In the silicon removal treatment, it is effective to sufficiently stir the hot metal by gas stirring or the like in order to improve the silicon removal efficiency and the manganese yield of the manganese source. In this respect, the desiliconization treatment performed in a container such as a ladle is more efficient than other methods (for example, desiliconization treatment in a casting bed) because the hot metal can be sufficiently stirred because of its hot metal holding shape. . Therefore, in order to obtain a particularly excellent desiliconization efficiency and manganese yield of the manganese source, the desiliconization process is carried out in a container such as a ladle or the cast bed desiliconization is performed, It is preferable to carry out desiliconization treatment. As such a container, it is sufficient that it has a supply function of a solvent, a desiliconizing agent, a manganese source, etc. and a hot metal stirring function, and a ladle such as a hot metal ladle described above or a shape similar to this. Any of the dedicated silicon removal containers may be used.
[0023]
In addition, when the desiliconization process is performed both in the casting bed and in the container, if the manganese source is added in the desiliconization process in the casting bed, the recovery of manganese in the manganese ore to metal is more complete. In order to make it perform, it is preferable not to perform the waste removal between the desiliconization process in a casting floor and the desiliconization process in a container as much as possible. On the other hand, when the addition of the manganese source is performed only by the desiliconization treatment in the container, the waste between the desiliconization treatment in the casting bed and the desiliconization treatment in the container is optional, From the viewpoint of reducing the amount of slag at the time of desiliconization, it is preferable to carry out waste.
[0024]
FIG. 1 schematically shows an example of a desiliconization process using a hot metal ladle 1. In this example, gas acid (gaseous oxygen or oxygen-containing gas) is blown into the hot metal ladle 1 through an acid feed lance 2. At the same time, a medium solvent such as stirring gas or lime powder is blown into the molten iron through the immersion lance 3, and if necessary, a solid raw material (for example, solid acid such as sintered powder or mill scale) is fed into the raw material feeding device above the pan. 4 can be placed on top. When supplying a manganese source with respect to the hot metal in such hot metal ladle 1, either the blowing through immersion lance 3 and the top charging from the upper side of the pan may be used, or both of them may be used in combination.
[0025]
Moreover, in order to reduce the oxygen potential of the slag and effectively promote the reduction of the input manganese source, by stirring the hot metal while adding the oxygen source as a desiliconizing agent in the container, The slag at the end of the desiliconization step (T.Fe) is preferably 5% by weight or less. If the amount of slag at the end of the desiliconization step (T.Fe) exceeds 5% by weight, the oxygen potential of the slag becomes too high, so that the reduction of the manganese source cannot be promoted effectively.
[0026]
By the desiliconization treatment performed as described above, a low silicon hot metal having a manganese concentration higher than that of the blast furnace hot metal and a silicon concentration reduced to 0.10% by weight or less, preferably 0.05% by weight or less is obtained. .
Further, the manganese concentration in the hot metal at the end of the desiliconization process is preferably increased by 0.2% by weight or more with respect to the blast furnace hot metal. This is because it is advantageous to positively increase the manganese concentration in the hot metal in the desiliconization process in which the oxygen potential of the slag is the lowest in the integrated process.
[0027]
In the dephosphorization step, the dephosphorization treatment is performed on the low silicon hot metal having an increased manganese concentration as described above at a slag amount of 30 kg / T (molten ton) or less, preferably 20 kg / T or less. The phosphorus concentration of the product is substantially reduced to the phosphorus concentration level of the product.
In this dephosphorization process, in order to enable low-temperature treatment advantageous for dephosphorization, the decarburization of hot metal is suppressed to a minimum, and the carbon concentration of the metal after treatment is kept high. Accordingly, the (T.Fe) of the treated slag can be lowered. For this reason, the problem of oxygen potential of slag is relatively small, but in order to suppress the loss of manganese to slag, it is necessary to perform refining with as little slag as possible. If the amount of slag exceeds 30 kg / T, manganese to slag Loss increases and the object of the present invention to improve manganese yield is impaired. It is effective for reducing the amount of slag that the hot metal to be dephosphorized is a low silicon hot metal having a silicon concentration of 0.10% by weight or less, preferably 0.05% by weight or less.
[0028]
In order to perform an efficient dephosphorization process with a small amount of slag, it is necessary to generate a slag having a high dephosphorization ability. For this purpose, it is necessary to increase the basicity of the slag, and therefore, it is preferable to suppress mixing of desiliconized slag and the like as much as possible.
In the dephosphorization process, the hot metal from which the slag generated in the previous process is separated from the mechanical waste device or manual work is dephosphorized using a ladle such as a hot metal ladle, a topped car, a converter type container, etc. There are no particular restrictions on the container to be used. In some cases, the desiliconization process and the dephosphorization process may be sequentially performed in the same container.
[0029]
Usually, a dephosphorizing agent containing lime as a main component is used in the dephosphorization treatment, but the addition amount is 15 kg / T (molten ton) or less, preferably 8 kg / T or less. When the addition amount of the dephosphorizing agent exceeds 15 kg / T, the amount of slag to be generated exceeds 30 kg / T.
In the dephosphorization treatment, gas acid (gaseous oxygen or oxygen-containing gas) and / or solid acid (for example, iron oxide such as iron ore and mill scale) are added together with a solvent to efficiently perform the dephosphorization reaction (above). However, in order to prevent slag peroxidation and suppress manganese oxidation, it is preferable to perform sufficient stirring. In general, this stirring is performed by gas stirring using an immersion lance or the like.
[0030]
In addition, it is possible to input a manganese source in this dephosphorization process.₂Since it contains Si and Si, it cannot be added in a large amount. This is because SiO dissolved in slag when a large amount of manganese source is added.₂Therefore, in order to compensate for the high basicity advantageous for dephosphorization, it is necessary to add a solvent, and as a result, the amount of slag is increased, and the added manganese source to the metal (hot metal) is added. This is because the yield cannot be increased.
[0031]
In the decarburization step, the amount of slag newly generated using the converter vessel is increased to 10 kg / T by using the converter type vessel and the molten iron having a high manganese concentration and low phosphorus and low silicon in the desiliconization and dephosphorization processes. (Hot iron ton) The decarburization process is performed as follows.
In this decarburization process, it is unavoidable that the oxygen potential of the slag after treatment increases as the carbon concentration decreases, as in the conventional case. However, in the method of the present invention, since the phosphorus concentration in the hot metal is substantially reduced to the phosphorus concentration level of the product in the prior dephosphorization step, no substantial dephosphorization is required in the decarburization step. Furthermore, since the manganese concentration in the hot metal can be sufficiently increased in advance, the manganese source, especially SiO₂The amount of manganese ore that becomes a source of contamination is substantially zero, or even when it is charged, it can be kept to a minimum.
[0032]
For this reason, almost no lime is required to adjust the slag basicity, so that the amount of slag generated can be kept to a minimum of 10 kg / T or less. For this reason, even if the slag of the previous charge is used, there is no deterioration of the composition such as the basicity of the slag during the charge, and the slag can be used repeatedly almost permanently. In this sense, the permanent slag can be made. . As a result, the manganese loss generated during the previous charge blowing can be recovered after the next charge. Thus, in the method of the present invention, despite the high oxygen potential of the slag itself in the decarburization process, manganese loss in the decarburization process can be substantially eliminated.
[0033]
As mentioned above, since there is almost no need for dephosphorization in the decarburization process, some cover slag is used as a diluent for iron oxide produced during blowing, and to suppress scattering of particles and heat dissipation from the bath surface. Although it is necessary, the amount of slag generated by the solvent may be very small. In addition, since the slag refining ability is not essential, and there is no problem with some fluctuations in the slag composition, as described above, the slag is repeatedly used by the operation of leaving the slag in the furnace, that is, the solvent is substantially removed. It is also possible to mainly use the slag generated for the previous charge or the previous charge without using it.
[0034]
In this decarburization process, addition of a manganese source (the remaining amount not added in the desiliconization process among all manganese sources to be input in the hot metal refining process) is performed as necessary. Is sufficiently increased, the amount of manganese source input can be substantially zero, or can be suppressed to a minimum amount even when it is input. As the manganese source that can be added in the decarburization process, one or more types selected from manganese ore, high manganese slag, and manganese alloy iron can be used as in the desiliconization process. From the viewpoint of saving the amount, it is preferable to use manganese ore or high manganese slag.
[0035]
Further, the manganese source added in the decarburization step is preferably less than 30% by weight of the total amount of manganese source to be input in the hot metal refining step. When the amount of manganese source input in the decarburization step is 30% by weight or more, SiO mixed from the manganese source (particularly manganese ore)₂Since it is necessary to increase the amount of lime added according to the amount, the amount of slag increases accordingly, and the amount of slag generated may exceed 10 kg / T, and manganese loss in the decarburization process cannot be suppressed.
As described above, according to the method of the present invention, the manganese concentration in the hot metal can be increased at a high yield in the hot metal refining process. Therefore, the amount of manganese alloy iron added during and after the steelmaking is conventionally reduced. Compared to this, it can be greatly reduced.
[0036]
【Example】
[Example 1]
The hot metal discharged from the blast furnace was subjected to refining of the hot metal in a series of steps including casting bed desiliconization, pan desiliconization (desiliconization in hot metal ladle), converter dephosphorization, and converter decarburization.
As a manganese source, manganese concentration: 48% by weight, SiO₂Concentration: 6% by weight of manganese ore is used, and in most of the examples, in the casting bed desiliconization process and / or pan desiliconization process, the manganese ore lump is added by top charging, and the converter decarburization process. Was added to the furnace at the beginning of the process. In some examples (comparative examples), manganese ore was added only in the converter decarburization step.
The amount of manganese source added in the entire hot metal refining process was constant at about 12 kg per hot metal ton.
[0037]
In order to use oxygen in manganese ore for the desiliconization reaction, when a manganese source is added in the cast bed desiliconization process, no waste is removed between the cast bed desiliconization process and the pan desiliconization process. And reacted. In the pot desiliconization process, about 0.01 Nm from the immersion lance³Nitrogen gas was blown into the bath at a supply rate of / min · T (molten metal ton) to stir the molten iron and advance the slag reaction. Moreover, gaseous oxygen and iron oxide were added according to the amount of silicon removal required.
The slag (T.Fe) at the end of desiliconization had a concentration of more than 5% by weight in some examples, but in most examples it was due to the falling flow after the addition on the casting floor. This was made 5 wt% or less by strengthening the slag by stirring and subsequent gas stirring in the hot metal ladle.
[0038]
After the silicon concentration of the hot metal was lowered to a predetermined level by the casting bed desiliconization step and the pan desiliconization step, the generated slag was discharged, and then the hot metal was charged into a converter for hot metal dephosphorization. Since the amount of lime for dephosphorization is determined according to the silicon concentration of the molten iron charged, the amount of lime input is small in the case of hot metal with a low silicon concentration, and thus there is a difference in the amount of dephosphorized slag produced. It was. In this example, the basicity of slag (CaO / SiO2) by the introduction of lime.₂) Was adjusted to approximately 4.5. Further, in order to reduce manganese loss to the slag by lowering the oxidation degree of the slag at the end of the dephosphorization treatment, the (T.Fe) concentration, which is an index of the total iron oxide concentration in the slag, is set to 5% by weight or less. did.
[0039]
The hot metal after the dephosphorization process in the converter was once poured out into the hot metal ladle and then recharged in another converter to perform a process mainly intended for final decarburization. In this decarburization treatment, about 0.1 Nm from the bottom of the furnace³While feeding the nitrogen or argon gas at a supply amount of / min · T (molten ton) and stirring the molten iron, the acid was fed from the top. In this decarburization process, the mixed SiO is adjusted so that the basicity of the slag is adjusted to 3.5.₂The lime source was added to the amount. The slag after the decarburization treatment was not completely discharged, and the treatment was continuously performed in a state where slag corresponding to 15 to 45 kg / T (molten ton) remained in the furnace.
[0040]
In this decarburization process, the slag used in the pre-charge process is left and used in this charge, so the manganese source in the slag can be used continuously, and basically the process is performed under the condition that there is no loss of manganese. went. That is, SiO mixed from manganese ore charged in this decarburization process₂The distribution of manganese to the slag newly increased according to the amount was a condition in which manganese loss occurred.
[0041]
In the decarburization process of the present invention example, the newly generated slag amount was blown at 10 kg / T (molten metal ton) or less. This newly generated slag is the SiO generated in this process.₂It mainly consists of lime added to compensate for the basicity of slag with respect to the minute, iron oxide, manganese, etc. distributed according to the degree of oxidation. As described above, since phosphorus is removed in advance in the dephosphorization step, slag for dephosphorization is substantially unnecessary in the decarburization step, and a part of the total manganese source addition amount is eliminated in the desiliconization step. Adding manganese source during decarburization process and SiO generated₂As a result, the amount of slag formed by lime, iron oxide, manganese and the like can be reduced.
On the other hand, when the total manganese source is added in the decarburization process in the converter as in some comparative examples (No. 5 in Table 1), the slag newly generated in the decarburization process is 10 kg / T. Slightly exceeded.
The carbon concentration in the molten steel at the end of the decarburization process was approximately 0.08 wt%, and the molten steel temperature was controlled at about 1650 ° C.
[0042]
Table 1 shows a series of processing conditions and the overall yield of manganese in this example.
According to Table 1, in the comparative examples (Example No. 1 and No. 2) in which the silicon concentration after the desiliconization treatment in the cast floor and the hot metal ladle is high, the manganese loss in the subsequent dephosphorization treatment is large. There is almost no effect by adding a manganese source in the desiliconization process in the floor or hot metal ladle. On the other hand, in the case of the present invention example where the silicon concentration after desiliconization treatment in the casting bed and hot metal ladle is as low as 0.10% by weight or less, the amount of slag in the dephosphorization process can be reduced, and the manganese loss is effective. Can be suppressed. Furthermore, Example No. 13, no. When the silicon concentration is 0.05 wt% or less and the slag (T.Fe) at the end of the desiliconization process is 3 wt% or less as shown in FIG. 14, a higher manganese yield is obtained.
[0043]
In addition, Example No. 3, no. When the input ratio of the manganese source is increased in the decarburization process as in 4, the SiO mixed from the manganese source₂Since it is necessary to add lime in an amount corresponding to the amount, the amount of slag is surely increased, and thus the loss of manganese cannot be suppressed.
The addition of the manganese source is a dephosphorization process or decarburization process in which the amount of slag increases to increase the basicity of the slag at the time of processing to 3 or more (in order to increase the dephosphorization ability in the dephosphorization process or in the decarburization process) In order to reduce the ratio of manganese distribution to the slag / metal, it is necessary to increase the basicity of the slag in these processes, so that a large amount of lime source is added, so the amount of slag increases. As long as it is avoided to increase the charging rate, it may be charged in either the cast bed desiliconization step or the pan desiliconization step.
[0044]
[Table 1]

[0045]
[Example 2]
After receiving the blast furnace hot metal in the hot metal ladle, it was desiliconized and then dephosphorized and decarburized in a converter.
As the manganese source, manganese ore having a manganese concentration of 50% by weight or high manganese slag having a manganese concentration of 26% by weight was used, and the manganese source was added only during the desiliconization process in the hot metal ladle. The amount of manganese source added was constant at 10 kg per hot metal ton. The addition of the manganese source into the hot metal ladle was carried out by top placement or injection.
[0046]
Table 2 shows a series of processing conditions and the overall yield of manganese in this example.
The specific contents of the addition method shown in Table 2 are as follows.
Injection 1: 1Nm / min from 2 immersion lances³In addition, a total of 0.25 kg / T (molten ton) of manganese source was injected per minute.
Injection 2: 1Nm / min from 2 immersion lances³A total of 0.50 kg / T (molten ton) of manganese source was injected per minute.
Overlay 1: Manganese source is placed on top and 1 Nm / min from each of the two immersion nozzles³The stirring gas was blown.
Top 2: A manganese source is placed on top and 1 Nm per minute from one immersion nozzle³The stirring gas was blown.
[0047]
According to Table 2, similarly to the result of Example 1, if (T.Fe) of the slag at the end of the desiliconization process is reduced and the yield of manganese charged up to this point can be increased, then This makes it possible to reduce manganese loss in the dephosphorization and decarburization processes, and to increase the manganese yield in the entire hot metal refining process. If the manganese concentration in the hot metal is increased by the end of the desiliconization treatment, SiO mixed from the manganese source in the subsequent process₂This is because the amount of slag can be reduced as much as possible because it is not necessary to input a lime source corresponding to the amount or the amount of input can be reduced. That is, by increasing the manganese concentration in the desiliconization process having a high manganese yield and minimizing the manganese loss in the subsequent process, the overall manganese yield can be increased.
[0048]
Regardless of the type of manganese source used in the desiliconization process, it is possible to obtain a high manganese yield throughout the hot metal refining process, but the injection charging speed and stirring strength can be adjusted during the desiliconization process. It is effective to lower the final slag oxidation degree.
[0049]
[Table 2]

[0050]
【The invention's effect】
As described above, according to the method of the present invention, the concentration of the manganese component necessary for the steel material can be effectively increased at a high yield in the hot metal refining stage. The amount of use can be minimized, and the amount of generated products such as slag can be reduced as much as possible. For this reason, the method of the present invention has excellent effects in terms of resource saving and energy saving in steel production, and further reduction of generated materials such as slag and reduction of manufacturing cost.
[Brief description of the drawings]
FIG. 1 is an explanatory diagram schematically showing an example of a desiliconization process using a hot metal ladle.
[Explanation of symbols]
1 ... Hot metal ladle, 2 ... Acid feeding lance, 3 ... Immersion lance, 4 ... Raw material charging device

Claims

In a hot metal refining method for performing hot metal pretreatment, a hot metal refining method for performing at least a desiliconization step, a dephosphorization step, and a decarburization step in this order,
In the desiliconization treatment of the blast furnace hot metal in the desiliconization process, at least a part of all manganese sources to be input in the hot metal refining process is added to increase the manganese concentration in the hot metal and reduce the silicon concentration of the hot metal to 0. 10% by weight or less, and at least part of the desiliconization treatment is performed using a desiliconization treatment vessel, and in the desiliconization treatment using the desiliconization treatment vessel, the molten iron is gas-stirred and the desiliconization treatment vessel Add gaseous oxygen (including oxygen-containing gas) or gaseous oxygen (including oxygen-containing gas) and iron oxide as a desiliconizing agent,
In the dephosphorization step, the phosphorus concentration in the hot metal is substantially reduced to the phosphorus concentration level of the product by performing a dephosphorization treatment with a slag amount of 30 kg / T or less using a dephosphorizing agent mainly composed of lime. A hot metal refining method characterized by reducing.

2. The hot metal refining method according to claim 1, wherein the amount of T.Fe in the slag at the end of the desiliconization step is 5% by weight or less.

The silicon concentration in the hot metal in the desiliconization step is 0.05% by weight or less, and the slag (T.Fe) at the end of the desiliconization step is 3% by weight or less. The hot metal refining method as described.

In the desiliconization process using the desiliconization process container in the desiliconization process, the solvent or / and the manganese source are blown into the molten iron together with the stirring gas through the immersion lance. The hot metal refining method described in 1.

The hot metal refining method according to any one of claims 1 to 4, wherein in the decarburization step, the newly generated slag amount is blown to 10 kg / T or less.

The hot metal refining method according to any one of claims 1 to 5, wherein in the decarburization step, the slag used in the previous charge is left and used in the charge.

The manganese concentration in the hot metal at the end of the desiliconization process is increased by 0.2 wt% or more with respect to the blast furnace hot metal by introducing a manganese source in the desiliconization process . hot metal refining method as claimed in.

The hot metal refining method according to any one of claims 1 to 7, wherein an input amount of the manganese source in the desiliconization step is 70% by weight or more of a total manganese source amount to be input in the hot metal refining step.

Manganese source to be introduced in about de珪工is, manganese ore, high manganese slag, as claimed in any one of claims 1 to 8, characterized in that one or more members selected from among manganese ferroalloys Hot metal refining method.