JP4197396B2

JP4197396B2 - Blowing process management method

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Publication number: JP4197396B2
Application number: JP2001020208A
Authority: JP
Inventors: 洋一船岡
Original assignee: Kobe Steel Ltd
Current assignee: Kobe Steel Ltd
Priority date: 2001-01-29
Filing date: 2001-01-29
Publication date: 2008-12-17
Anticipated expiration: 2021-01-29
Also published as: JP2002220616A

Description

【０００１】
【発明の属する技術分野】
本発明は転炉で製鋼用鉄原料（溶銑など）を吹錬するに際して、アルミニウム製造時の副生スラグを副原料として有効に再利用できる吹錬工程の管理方法、及びこの方法を利用して鋼を製造する方法に関するものである。
【０００２】
【従来の技術】
アルミニウム製造時に副生するスラグ（以下、単に「副生スラグ」と称する場合がある）は、メタリックアルミニウムの回収にコストがかかるため、産業廃棄物として埋め立て処理されることが多い。ところが近年、環境に対する関心の高まりから、前記副生スラグの再利用が試みられている。
【０００３】
副生スラグの再利用方法として、アルミニウム製造時に副生するスラグを溶銑の精錬処理（例えば、吹錬工程）においてフォーミング抑制剤として利用する方法が知られている。例えば特開昭６２−１３６５１２号公報には、金属アルミニウム粉末（アルミ精錬の残滓など）と炭素質粉末と結合剤とを共に混合したスラグ泡立ち防止剤を溶銑上層のスラグ中に投入してスラグの泡立ちを抑制する方法が開示されている。
【０００４】
特開昭４９−１１５９２１号公報には、転炉操業中にアルミ灰を添加することを特徴とするスロッピング防止方法が開示されている。
【０００５】
特開昭５２−１１０２１３号公報には、アルミ灰にガス発生物質を混合したことを特徴とする吹錬中転炉の鎮静剤が開示されている。
【０００６】
しかしこれらの方法では、いずれも転炉精錬時のスラグの泡立ちに応じて適宜フォーミング抑制剤を投入する必要があり、作業が煩雑である。そこで予め定められた割合の副生スラグを用いて、脱Ｓ処理又は脱Ｐ処理することが考えられる。
【０００７】
例えば特開平１−２３４５１１号公報には、生石灰７５〜９２重量％と、アルミニウム精錬滓５〜２０重量％と、マグネシア３〜５重量％とを含有する溶鉄の脱硫剤が開示されている。
【０００８】
特開平９−３５１５号公報には、生石灰を主成分とするフラックスとＡｌ灰の混合フラックスによる溶銑の脱硫方法が開示されている。なおこの文献には、脱硫剤中のＣａＯとＡｌ₂Ｏ₃の混合比をＡｌ₂Ｏ₃で３３〜３３．７重量％にすること、及び脱硫剤として用いる場合にはＡｌ灰中のＭｇＯ含量は７．０５重量％であることも記載されている。
【０００９】
特開平１０−２６５８１６号公報には、石灰を主体とすると共に、炭素及びアルミニウム粉末（Ａｌ滓など）を添加成分として含むフラックスを用いて溶銑を脱硫する方法が開示されている。
【００１０】
特開平１１−１８１５１１号公報には、予め脱燐した溶銑を引き続き脱硫するにあたり、炭酸カルシウム及び／又は生石灰を主成分とし、それにアルミニウムとアルミナの混合物（アルミ灰など）を１重量％超え６重量％未満添加した脱硫剤を用いる溶銑の脱硫方法が開示されている。
【００１１】
特開昭６０−５６００７号公報には、生石灰系フラックスを用いて溶銑の脱りん・脱硫同時処理を施すにあたり、生石灰系フラックスを溶銑浴面下へ吹き込み、これにより溶銑浴面上に形成されるスラグの上方にアルミニウムを主成分とする物質（アルミ灰など）を投入する方法が開示されている。なお、前記アルミニウムを主成分とする物質の量は、生石灰系フラックスの０．３倍以下である。
【００１２】
特開平２−２３６２１４号公報には、精錬中の溶鋼あるいは溶銑予備処理過程の溶銑に、石灰、アルミドロスなどを混入して、スラグ成分をＣａＯ含量３５〜４５重量％、Ａｌ₂Ｏ₃含量２５〜３５重量％に調製する方法が開示されている。
【００１３】
特開平５−１７２４１号公報には、生石灰、酸化鉄、金属アルミニウム（アルミドロス、アルミ灰など）とからなる塊状の溶銑脱りん用精錬剤が開示されている。
【００１４】
しかしこれらの方法では、溶銑の精錬において生成するスラグが滓化不足であったり滓化過剰であったりして、滓化度が必ずしも良好ではない。なおアルミ製造時の副生スラグを利用する発明ではないが、特開平８−１５７９２１号公報には、上底吹転炉形式の炉において転炉滓と酸化鉄とを主成分とする脱りん用フラックスを用い、処理中のスラグ条件を重量％で塩基度（％ＣａＯ／％ＳｉＯ₂）＝１．２〜２．０、（Ａｌ₂Ｏ₃）＝２〜１６％、（Ｔ．Ｆｅ）＝７〜３０％に制御して脱りんする方法が開示されており、例えば実施例のＮｏ．８（表２）では、脱りん処理中のスラグ組成がＣａＯ＝４１ｗｔ％、ＳｉＯ₂＝２３ｗｔ％、Ｔ．Ｆｅ＝７ｗｔ％、Ａｌ₂Ｏ₃＝１０．２ｗｔ％であることが記載されている。また特開平９−５９７０９号公報にも、上底吹転炉形式の炉において転炉滓と酸化鉄とを主成分とする脱りん用フラックスを用い、処理中のスラグ条件を重量％で塩基度（％ＣａＯ／％ＳｉＯ₂）＝１．２〜２．０、（Ａｌ₂Ｏ₃）＝２〜１５％、（Ｔ．Ｆｅ）＝７〜２５％、（ＭｎＯ）＝５〜１５％に制御して脱りんする方法が開示されており、例えば実施例のＮｏ．４（表２）では、脱りん処理中のスラグ組成が、ＣａＯ／ＳｉＯ₂＝１．８２、Ｔ．Ｆｅ＝２３ｗｔ％、ＭｎＯ＝８．５ｗｔ％、Ａｌ₂Ｏ₃＝６．８ｗｔ％であることが記載されている。これら公報の実施例に記載されている組成を整理すると、特開平８−１５７９２１号公報の場合、α＝％ＣａＯ／（ＳｉＯ₂＋％Ａｌ₂Ｏ₃＋％Ｔ．Ｆｅ）＝１．０、β＝％ＳｉＯ₂／α＝２３、γ＝％Ａｌ₂Ｏ₃／α＝１０、δ＝％Ｔ．Ｆｅ／α＝７程度であり、特開平９−５９７０９号公報の場合、α＝％ＣａＯ／（ＳｉＯ₂＋％Ａｌ₂Ｏ₃＋％Ｔ．Ｆｅ）＝０．７、β＝％ＳｉＯ₂／α＝３３、γ＝％Ａｌ₂Ｏ₃／α＝１０、δ＝％Ｔ．Ｆｅ／α＝３５程度である。しかしこれら特開平８−１５７９２１号公報及び特開平９−５９７０９号公報に記載の方法では、スラグの滓化に時間がかかり効率が悪い。
【００１５】
さらに、上述のアルミニウム製造時の副生スラグを利用する技術では、不純物として窒素を通常２．５〜７％程度含んでいるため、窒素が溶鋼中に混入する虞があり、鋼の脆化を引き起こす虞があるなど、鋼の特性に悪影響を与える場合がある。
【００１６】
特開平８−１５７９３１号公報には、アルミドロスを焼成して窒素分を２．５％未満にして、製銑製鋼用添加組成物として使用する方法が開示されている。より詳細には、この公報では脱酸、脱硫、造滓、保温などの用途に応じてアルミドロスの成分調整を行ったのち、特定の温度範囲（７００℃又は７５０℃）で、特定の炉内雰囲気下（酸素量１５体積％以下）で前記アルミドロスを焼成している。なお焼成後のスラグのＭｇＯ濃度は４．８％又は８．３％であることも記載されている。しかしアルミドロスを予め焼成するのは作業が煩雑である。
【００１７】
一方転炉で精錬を実施する場合、精錬のために投入した焼成石灰などを滓化するため、珪石などのＳｉＯ₂源に加えて、ホタル石を多量に投入している。しかし転炉精錬後に発生するスラグは、多量のフッ素を含有するだけでなく、路盤材や土木工事用原料に使用されることが多いため、フッ素成分が少しずつ溶出して土壌汚染を引き起こす虞があり、環境保全上重要な問題となっている。
【００１８】
【発明が解決しようとする課題】
本発明は上記の様な事情に着目してなされたものであって、その目的は、アルミニウム製造時の副生スラグを再利用して転炉の副原料として使用する場合であっても、ホタル石を用いることなく転炉での吹錬時に生成するスラグを確実に滓化できる吹錬工程の管理方法、及びこの方法を利用した鋼の製造方法を提供することにある。
【００１９】
本発明の他の目的は、アルミニウム製造時の副生スラグを再利用して転炉の副原料として使用する場合であっても、簡便に鋼の脆化を抑制できる吹錬工程の管理方法、及びこの方法を利用した鋼の製造方法を提供することにある。
【００２０】
【課題を解決するための手段】
本発明者は、前記課題を解決するために鋭意研究を重ねた結果、吹錬時に生成するスラグの組成が特定の範囲になるように前記副生スラグの量を調整することにより、又は特定の計算式に基づいて酸素の噴出圧力を制御することによりスラグを確実に滓化できることを見出し、またこの際前記副生スラグの投入時期を制御すると副生スラグ中の窒素分が鋼に殆どピックアップされないことを見出し、本発明を完成した。
【００２１】
すなわち本発明に係る吹錬工程の管理方法は、転炉での製鋼用鉄原料の吹錬に際して、アルミニウム製造時に副生するスラグと他の成分とを副原料として用いる場合に、吹錬時に生成するスラグが下記式（１）〜（４）を満足するように前記副原料の構成を調整する。
【００２２】
α＝％ＣａＯ／（％ＳｉＯ₂＋％Ａｌ₂Ｏ₃＋％Ｔ．Ｆｅ）＝０．７〜３ …（１）
β＝％ＳｉＯ₂／α＝３〜４０ …（２）
γ＝％Ａｌ₂Ｏ₃／α＝０．７〜７ …（３）
δ＝％Ｔ．Ｆｅ／α＝５〜２７ …（４）
［式中、％ＣａＯ、％ＳｉＯ２、％Ａｌ₂Ｏ₃、％Ｔ．Ｆｅは、それぞれ、吹錬時に生成するスラグ中のＣａＯ含量（質量％）、ＳｉＯ₂含量（質量％）、Ａｌ₂Ｏ₃含量（質量％）、トータル鉄含量（質量％）を示す］
本発明の吹錬工程の管理方法は、さらに、吹錬時に生成するスラグ中のＭｎＯ濃度を５〜１５質量％にする為に、転炉での製鋼用鉄原料の吹錬に際して、アルミニウム製造時に副生するスラグ及び他の成分を副原料として用いる場合に、所定期間（例えば、吹錬工程中〜後期）下記式（５）に基づいて計算される噴出酸素の衝突圧力Ｐｓと溶鋼質量Ｗとの比率（Ｐｓ／Ｗ）を５０Ｐａ／ｔ以下に制御する。
【００２３】
Ｐｓ＝Ｃ×(Ｘ^*−Ｘ₀ ^*）^-2×［Ｐ₀(Ｘ^*＝15)−Ｐ_atm］ …(5)
［式中、Ｐｓは噴出酸素の溶鋼に対する衝突圧力（Pa)を示す。Ｃは、下記式（６）で算出される数値を示し、Ｘ^*は下記式（７）で算出される無次元距離を示し、Ｘ₀ ^*は下記式（８）で算出される無次元の仮想原点を示す。Ｐ₀(Ｘ^*＝15)は、前記無次元距離Ｘ^*が１５のときの下記式（９）で算出される絶対圧力(Pa)を示し、Ｐ_atmは大気圧(Pa)を示す。
【００２４】
Ｃ＝−２６．３×Ｍ²＋１１．８×Ｍ＋１６２ …(6)
Ｘ^*＝Ｘ／Ｄ …(7)
Ｘ₀ ^*＝１．２×Ｍ²−０．６×Ｍ＋２．２ …(8)
Ｐ₀(Ｘ^*＝15)＝［０．２５×Ｍ²−１．１×Ｍ＋１．４３］×Ｐ₀(Ｘ^*＝0) …(9)
（式中Ｍは、Ｍ＝噴出酸素の速度Ｖo（m/s）／音速Ｖ(m/s)によって算出される送酸速度（マッハ数)を示す。Ｘは酸素導入管出口から湯面までの距離（ｍ）を、Ｄは酸素導入管出口の口径（ｍ）を示す。Ｐ₀(Ｘ^*＝0)は、無次元距離Ｘ^*が０のときの絶対圧力(Pa)を示す）］
なお吹錬工程中期迄に前記副生スラグ及び他の成分を略全量添加してもよい。前記他の成分としてマンガン成分を用いてもよく、所定期間、前記比率Ｐｓ／Ｗを５０Ｐａ／ｔ以下に制御することにより、吹錬時に生成するスラグ中のＭｎＯ濃度を５〜１５質量％に調整してもよい。
【００２５】
本発明は、管理方法である。
【００２６】
【発明の実施の形態】
［副生スラグ］
副生スラグとしては、アルミニウム製造時に副生するスラグ（例えば、アルミニウム原料溶融時の副生スラグ）である限り特に限定されず、不純物を含むアルミニウム原料を精錬する時に副生するスラグ、不純物を実質的に含まないアルミニウム原料を再溶融してアルミニウムを再生する時に副生するスラグなどが使用できる。
【００２７】
なお不純物を含むアルミニウム原料としては、ボーキサイト、火成岩、頁岩、明ばん岩、リン酸アルミニウム、フライアッシュ、ケイマイト−シリマナイト鉱物群など（特に、ボーキサイト）が使用でき、不純物を実質的に含まないアルミニウム原料としては、廃アルミニウム缶などが使用できる。
【００２８】
前記副生スラグを転炉の吹錬用副原料として使用する場合、副生スラグには金属アルミニウムが含まれているため、この金属アルミニウムが燃焼することによって吹錬時に生成するスラグの温度を速やかに高めることができる。そのため吹錬の効率を高めることができる。
【００２９】
なお金属アルミニウムの燃焼が激しすぎる場合、転炉（精錬炉）の耐火物の溶損を防止するために、副生スラグにマグネシウム成分（ＭｇＯなど）を添加してもよい。マグネシウム成分添加後の副生スラグ中のＭｇＯ量は、例えば、５質量％以上、好ましくは６質量％以上、さらに好ましくは６．５質量％以上である。なおＭｇＯ量は、通常、２０質量％以下、好ましくは１０質量％以下、さらに好ましくは７質量％以下である。
【００３０】
［製鋼用鉄原料の精錬（吹錬）］
本発明では前記副生スラグと他の成分とを副原料として用い、転炉で製鋼用鉄原料［溶銑、くず鉄（スクラップ）など］を鋼に精錬する。精錬には慣用の方法が利用でき、例えば、上吹が可能な転炉（ＬＤ転炉などの上吹転炉、上底吹転炉など）を用い、転炉に製鋼用鉄原料を投入し上吹式の酸素導入管（ランス）から送酸して吹錬する方法が利用できる。
【００３１】
前記他の成分には、ケイ素成分（珪石など）、カルシウム成分（消石灰、生石灰、石灰岩など）、マグネシウム成分（ドロマイト、マグネサイト、カーナライトなど）、マンガン成分（Ｍｎ鉱石、Ｍｎ合金、Ｍｎ含有スラグなど、特にフェロマンガン）が挙げられる。
【００３２】
本発明では、前記再生スラグと他の成分との割合を調整することにより、精錬（吹錬）時に生成するスラグ（以下、単に「精錬スラグ」と称する場合がある）中の各成分が下記式（１）〜（４）の範囲になるようにする。精錬スラグ中の成分量を調整することにより、副生スラグを再利用する場合であっても、ホタル石を用いることなく、滓化不良や滓化過剰を防止して、スラグを確実かつ適度に滓化できる。また、スロッピングも防止でき、生産性が低下する虞がない。特に下記式（１）〜（４）の範囲になるように成分量を調整する条件下で副生スラグを用いると、成分量調整による滓化効果と、副生スラグ中の金属アルミニウムの燃焼による温度上昇とが相俟って、極めて効率よく（例えば、短時間で）スラグを滓化できる。
【００３３】
α＝％ＣａＯ／（％ＳｉＯ₂＋％Ａｌ₂Ｏ₃＋％Ｔ．Ｆｅ）＝０．７〜３ …（１）
β＝％ＳｉＯ₂／α＝３〜４０ …（２）
γ＝％Ａｌ₂Ｏ₃／α＝０．７〜７ …（３）
δ＝％Ｔ．Ｆｅ／α＝５〜２７ …（４）
［式中、％ＣａＯ、％ＳｉＯ₂、％Ａｌ₂Ｏ₃、％Ｔ．Ｆｅは、それぞれ、精錬スラグ中のＣａＯ含量（質量％）、ＳｉＯ₂含量（質量％）、Ａｌ₂Ｏ₃含量（質量％）、トータル鉄含量（質量％）を示す］
上記式（１）〜（４）は全体として、脱リン等に使用されるカルシウム成分（ＣａＯなど）と、このＣａＯの融点を下げるために用いる珪素成分（ＳｉＯ₂など）、酸化鉄（Ｔ．Ｆｅ）、及びアルミニウム成分（Ａｌ₂Ｏ₃など）との配合比率を規定している。
【００３４】
詳細には、上記式（１）のパラメーターαは、スラグ中のＣａＯと、融点降下物質であるＳｉＯ₂、Ｔ．Ｆｅ、Ａｌ₂Ｏ₃との比率を示しており、この値が小さいほどＣａＯが溶解し易くなる。
【００３５】
上記式（２）、（３）、又は（４）のパラメーターβ、γ、又はδは、スラグ中のＳｉＯ₂、Ａｌ₂Ｏ₃、又はＴ．ＦｅとＣａＯとの比率を反映している。そして単純にＣａＯと対比するのではなく、前記パラメーターαと対比することによって、ＣａＯの溶解性や精製効率（脱リン効率など）に対する精度のよい指標とすることができる。
【００３６】
αの好ましい範囲は、０．９以上（特に、１以上）、２．５以下（特に、２以下）である。また、βの好ましい範囲は、５以上（特に、８以上）、３０以下（特に、１４以下）である。γの好ましい範囲は、１以上（特に、２以上）である。δの好ましい範囲は、５以上（特に７以上）、１９以下（特に、１５以下）である。
【００３７】
副原料（副生スラグ及び他の成分）の投入量は、前記精錬スラグ中の成分量を調整でき、かつ製鋼用鉄原料を精錬（脱りんなど）できる限り特に限定されないが、例えば副生スラグの投入量は、製鋼用鉄原料１ｔに対して、通常、０．１〜１０ｋｇ程度、好ましくは０．５〜７ｋｇ程度である。また、ケイ素成分、カルシウム成分、マグネシウム成分、及びマンガン成分の投入量は、製鋼用鉄原料１ｔに対して、それぞれ、０．５〜１０ｋｇ（好ましくは１〜７ｋｇ）、５〜５０ｋｇ（好ましくは１０〜２０ｋｇ）、３〜２０ｋｇ（好ましくは５〜１５ｋｇ）、０．５〜１０ｋｇ（好ましくは１〜７ｋｇ）程度であってもよい。
【００３８】
前記副原料（副生スラグ及び他の成分）の投入時期は特に限定されないが、通常、吹錬工程中期迄に、例えば、吹錬工程が時間のファクターで７０％（好ましくは５０％、さらに好ましくは３０％）進行する迄に、好ましくは吹錬開始前又は製鋼用鉄原料装入前に、略全量（全投入量に対して、８０質量％以上、好ましくは９０質量％以上、特に１００質量％）を投入（又は入れ置き）する。吹錬工程中期迄に副原料を略全量添加すると、スラグの滓化を促進できる。さらには、前期副生スラグには、通常、不純物として窒素分が２．５〜７％程度含まれているにも拘わらず、吹錬終了時（吹止時）に窒素分が鋼に吸収されるのをも防止できる。このため、副生スラグを予備処理（特殊な条件下での焼成等）しなくても、鋼の脆化を防止できる。
【００３９】
なお吹錬工程の始点は、酸素導入管からの送酸の開始時点である。また、吹錬工程の終点は、鋼が製品適性を有するに至る時点（例えば、リン含有量が０．０１５質量％以下、Ｃ含有量が０．４５質量％以下になる時点）である。
【００４０】
副原料（副生スラグ及び他の成分）は、一括で投入してもよく、分割して投入してもよいが、一括投入は、副生スラグが焼結してその溶解が阻害される虞があるため、分割投入することが多い。
【００４１】
吹錬工程では酸素の供給強さ（ハードブロー、ソフトブローなど）を適宜選択できる。本発明では、前記副原料を略全量投入した後の適切な時期からソフトブローすることが多く、好ましくは、吹錬開始時にハードブローし、時間のファクターで吹錬工程が３０％以上（好ましくは５０％以上、さらに好ましくは７０％以上）進行するとソフトブローに切り替える。所定期間ソフトブローすることにより、スラグ中のＴ．Ｆｅ濃度を制御できる。
【００４２】
なお従来においても、スラグ中のＴ．Ｆｅ濃度を制御するためソフトブローが利用されていたものの、ブローの強さを酸素ジェットによる溶鋼の凹み深さＬと鋼浴深さＬｏの比（Ｌ／Ｌｏ）で管理しており、溶鋼の脱炭に対する酸素の使用効率（脱炭酸素効率）を制御できない。すなわち、スラグメタル間の反応を正確に制御できず、スラグ中のＴ．Ｆｅ濃度を精度よく制御できない。これに対して、本発明では下記式（５）及び図１に基づいて計算される噴出酸素の衝突圧力Ｐｓと溶鋼質量Ｗとの比（Ｐｓ／Ｗ）によりブローの強さを管理しており、ソフトブロー時には、Ｐｓ／Ｗを５０Ｐａ／ｔ以下に制御している。すなわちこの方法では、酸素ジェットの衝突エネルギーを溶鋼の単位質量当たりの値で規定しているため、酸素ジェットの脱炭酸素効率を制御できる。その結果、脱炭以外に使用される酸素（すなわち、溶鋼を酸化しスラグの酸化鉄濃度を高めてしまう酸素）の量を制御でき、スラグ中のＴ．Ｆｅ（酸化鉄濃度）を任意の値に制御することができる。このようにしてスラグメタル間の反応を正確に制御できるため、スラグ中のＴ．Ｆｅ濃度を安定して１５質量％以上にでき、スラグの滓化を促進できる。
【００４３】
Ｐｓ＝Ｃ×(Ｘ^*−Ｘ₀ ^*）^-2×［Ｐ₀(Ｘ^*＝15)−Ｐ_atm］ …(5)
［式中、Ｐｓは噴出酸素の溶鋼に対する衝突圧力（Pa)を示す。Ｃは、下記式（６）で算出される数値を示し、Ｘ^*は下記式（７）で算出される無次元距離を示し、Ｘ₀ ^*は下記式（８）で算出される無次元の仮想原点を示す。Ｐ₀(Ｘ^*＝15)は、前記無次元距離Ｘ^*が１５のときの下記式（９）で算出される絶対圧力(Pa)を示し、Ｐ_atmは大気圧(Pa)を示す。
【００４４】
Ｃ＝−２６．３×Ｍ²＋１１．８×Ｍ＋１６２ …(6)
Ｘ^*＝Ｘ／Ｄ …(7)
Ｘ₀ ^*＝１．２×Ｍ²−０．６×Ｍ＋２．２ …(8)
Ｐ₀(Ｘ^*＝15)＝［０．２５×Ｍ²−１．１×Ｍ＋１．４３］×Ｐ₀(Ｘ^*＝0) …(9)
（式中Ｍは、Ｍ＝噴出酸素の速度Ｖo（m/s）／音速Ｖ(m/s)によって算出される送酸速度（マッハ数)を示す。Ｘは酸素導入管出口から湯面までの距離（ｍ）を、Ｄは酸素導入管出口の口径（ｍ）を示す。Ｐ₀(Ｘ^*＝0)は、無次元距離Ｘ^*が０のときの絶対圧力(Pa)を示す）］
図１は、前記式（５）〜（９）の変数Ｄ、Ｘ、Ｘ^*、Ｐｓ、Ｐ₀（Ｘ^*＝０）、Ｐ₀（Ｘ^*＝15）、Ｘ₀ ^*の概念を説明するための装置概略図である。すなわち、変数Ｄは、酸素導入管２の出口の口径（ｍ）を示し、変数Ｘは、前記酸素導入管２の出口から湯面１までの距離（ｍ）を示す。変数Ｘ^*は、前記変数ＸをＤ分割した値であり、前記変数Ｘと軸が等しい。すなわち酸素導入管２の出口では、Ｘ^*＝０であり、距離Ｘ／Ｄ毎にＸ^*の値は１増大し、湯面１ではＸ^*＝Ｄである。Ｐｓは、湯面１（すなわち、Ｘ^*＝Ｄ）での噴出酸素の衝突圧力を示し、Ｐ₀（Ｘ^*＝０）は酸素導入管２の出口での絶対圧力(Pa)を示し、Ｐ₀（Ｘ^*＝15）は、酸素導入管２の出口からの距離Ｘ／Ｄが１５の場所での絶対圧力(Pa)を示す。Ｘ₀ ^*は、ノズルから高速（例えば、超音速）で噴出した酸素が一定の距離までは殆ど減速することなく進行し、一定の距離を越えると減速し始める場合の前記一定距離（臨界距離）を示す。
【００４５】
特に、ソフトブロー時に、前記式（５）及び図１に基づいて計算される比Ｐｓ／Ｗを５０Ｐａ／ｔ以下（例えば、１０〜５０Ｐａ／ｔ、好ましくは１０〜４０Ｐａ／ｔ、さらに好ましくは１０〜３０Ｐａ／ｔ）に制御すると、他の成分としてマンガン成分を用いた場合、スラグ中のＭｎＯ濃度を５〜１５質量％に制御でき、スラグの滓化を促進できる。
【００４６】
本発明によれば、副生スラグを再利用して吹錬するにも拘わらず、吹錬時に生成するスラグを確実に滓化できるため、他の成分（カルシウム成分など）による脱りんを確実に行うことができる。すなわち得られた鋼は、副生スラグを再利用して精錬したにも拘わらず、品質上、従来の鋼に比べて遜色なく、種々の用途に使用できる。
【００４７】
【実施例】
以下、実施例を挙げて本発明をより具体的に説明するが、本発明はもとより下記実施例によって制限を受けるものではなく、前・後記の趣旨に適合し得る範囲で適当に変更を加えて実施することも勿論可能であり、それらはいずれも本発明の技術的範囲に包含される。
【００４８】
実施例１〜４及び比較例１〜４
実施例では図２に示す上底吹転炉を用いて、溶銑及びスクラップを精錬した。すなわち図２の上底吹転炉は、上部に開口部を有する転炉本体３と、この転炉本体３に装入した製鋼用鉄原料５及び吹錬時に生成するスラグ４に底側からガスを吹き込むための底吹ガス配管６と、前記製鋼用鉄原料５及びスラグ４の上側から酸素を吹き付けるための酸素導入管（酸素ランス）２とを備えている。実施例では、この転炉本体３に製鋼用鉄原料５として溶銑及びスクラップを総量で１００ｔ装入し、表１に示す副原料（アルミニウム製造時の副生スラグ、珪石、蛍石、焼成石灰、軽焼ドロマイト、ＦｅＭｎなど）を前記転炉本体３の上方に備え付けられた副原料投入ホッパー８から転炉３の上部開口部を通じて転炉本体３内に投入した。その後、酸素ランス２から酸素を供給した。なお酸素供給時（吹錬工程）の送酸のブロー強さは図３に示す通りであり、実施例１〜４及び比較例２〜３では吹錬工程前半５０％（時間基準）の衝突圧力Ｐｓと溶鋼質量Ｗとの比Ｐｓ／Ｗを７０Ｐａ／ｔに制御し、吹錬工程後半５０％（時間基準）のＰｓ／Ｗを３０Ｐａ／ｔに制御した。また比較例１では、吹錬工程前半５０％（時間基準）のＰｓ／Ｗを７０Ｐａ／ｔに制御し、後半５０％（時間基準）のＰｓ／Ｗを６０Ｐａ／ｔに制御した。
【００４９】
なお前記副生スラグは、事前の脱Ｎ処理（焼成など）を施しておらず、ＭｇＯを添加すると共に、ペレット状に造粒（平均粒径約１０ｍｍ）して使用した。組成は、金属アルミニウム含量１０質量％、Ａｌ₂Ｏ₃含量６８質量％、ＳｉＯ₂含量１０質量％、ＣａＯ含量２質量％、Ｎ含量３質量％、ＭｇＯ含量７質量％であった。
【００５０】
また溶銑としては溶銑予備処理したものを用いた。組成は、Ｃ含量４．００質量％、Ｓｉ含量痕跡量（トレース）、Ｍｎ含量０．１５質量％、Ｐ含量０．０２０質量％、Ｓ含量０．０２０質量％であり、残部は実質的に鉄である。
【００５１】
吹錬中は精錬スラグの滓化度を目視で観察するとともに、スラグの組成を分析し、上記式（１）〜（４）によって計算される組成パラメーターα〜δを算出した。
【００５２】
また得られた鋼のＰ含量及びＣ含量を測定し、鋼の製品適性を下記基準に従って判断した。
【００５３】
○…Ｐ含量が０．０１５質量％以下であり、かつＣ含量が０．４０〜０．４５質量％である
×…Ｐ含量が０．０１５質量％を超える
結果を表２に示す。
【００５４】
【表１】

【００５５】
【表２】

【００５６】
表２から明らかなように、実施例の方法によれば、吹錬時に生成するスラグが特定の組成を有するように副原料を投入しているため、精錬スラグの滓化度を良好にでき、さらには得られた鋼の製品適性を満足できる。これに対して比較例の方法によれば、吹錬時に生成するスラグが特定の組成を有していないため、滓化不足又は滓化過剰が生じ、脱りん不足を生じ、得られた鋼は製品として使用できない。
【００５７】
さらに、前記実施例１〜４及び比較例１〜４において、吹錬時に生成したスラグ中のフッ素濃度（質量％）を測定した。また、この精錬スラグから溶出するフッ素の量を以下のようにして測定した。
【００５８】
［フッ素溶出量(mg／l)の測定］
採取したスラグから中小礫を除き、粗砕後、目開き２mmの金属製篩を通過させることによって粉状スラグを得る。この粉状スラグを十分に混合した後、純水で希釈した塩酸（希釈後のｐＨ＝５．８〜６．３）に前記粉状スラグを濃度１０ｗ／ｖ％となるように加える。なお前記粉状スラグの希塩酸液（以下、試料液と称する）の容量が５００ｍｌ以上となるように、十分な量の希塩酸を使用する。
【００５９】
振とう機を用いて前記試料液を６時間連続して振とうする。日本工業規格Ｋ０１２０３４．１に定める方法又は昭和４６年１２月環境庁告示第５９号に掲げる方法に準拠して、振とう後の試料液中のフッ素濃度を測定する。
【００６０】
結果を図４及び図５に示す。
【００６１】
図４及び図５から明らかなように、比較例４では蛍石を用いているため、フッ素が多量に溶出し、土壌汚染を引き起こす虞がある。これに対して実施例では、蛍石に代えて副生スラグを使用しているため、フッ素が溶出する虞がなく土壌汚染を引き起こす虞がない。
【００６２】
実験例１〜７
副原料の投入時期を吹錬開始前に代えて、吹錬工程の進行度（時間基準）で０％時（実験例１）、５０％時（実験例２）、７０％時（実験例３）、７５％時（実験例４）、８５％時（実験例５）、９５％時（実験例６）、又は１００％時（実験例７）にする以外は、実施例３と同様にして吹錬した。各実験例毎に、吹錬中のスラグの滓化度及び吹錬後の鋼へのＮのピックアップ量を下記のようにして求めた。
【００６３】
［滓化度］
相対的な評価基準である滓化指数に基づいて滓化度を評価した。
【００６４】
すなわち、炉内に投入した焼石灰等のＣａＯ成分が焼結状である場合を未滓化（滓化指数＝０％）、フォーミングスラグが生成している場合を良好（滓化指数＝１００％）とし、その間の滓化度（滓化指数）を３段階（３０％滓化、５０％滓化、８０％滓化）に分け、目視で評価した。
【００６５】
［Ｎピックアップ量］
吹錬終了時（吹止時）のスラグ中のＮ含有量［ppm（質量基準）］を測定し、下記式に基づいてＮピックアップ量を求めた。
【００６６】
Ｎピックアップ量(ppm)＝吹止時のＮ含有量(ppm)−基準Ｎ含有量(ppm）
(式中、基準Ｎ含有量とは、副生スラグを添加しない場合の吹止時のＮ含有量を示す）
結果を図６及び図７に示す。
【００６７】
図６及び図７から明らかなように、副原料の投入時期が早いほど滓化指数を高めることができ、鋼中へのＮのピックアップ量を低減できる。
【００６８】
実験例８〜１４
吹錬後半５０％のＰｓ／Ｗを１０Ｐａ／ｔ（実験例８）、２０Ｐａ／ｔ（実験例９）、３０Ｐａ／ｔ（実験例１０）、４０Ｐａ／ｔ（実験例１１）、５０Ｐａ／ｔ（実験例１２）、６０Ｐａ／ｔ（実験例１３）、又は７０Ｐａ／ｔ（実験例１４）にする以外は、実施例３と同様にした。各実験例毎に、スラグ中のＭｎＯ濃度を測定した。
【００６９】
結果を図８に示す。
【００７０】
図８から明らかなように、吹錬後半のＰｓ／Ｗを小さくする程、ＭｎＯ濃度を高めることができる。
【００７１】
【発明の効果】
本発明によれば、吹錬時に生成するスラグの組成が特定の範囲になるように前記副生スラグの量を調整しているため、又は特定の計算式に基づいて酸素の噴出圧力を制御しているため前記副原料を転炉での精錬用副原料として有効に利用でき、吹錬時に生成するスラグを確実に滓化できる。また蛍石を用いる必要がないため、土壌汚染を引き起こす虞がない。さらに副生スラグの投入時期を制御すると、鋼中への副生スラグ中のＮのピックアップをも防止でき、簡便に鋼の脆化を抑制できる。
【図面の簡単な説明】
【図１】図１は本発明の吹錬方法を説明するための概念図である。
【図２】図２は実施例の吹錬方法に用いる転炉の装置概略図である。
【図３】図３は実施例における吹錬進行度（時間基準）とＰｓ／Ｗとの関係を示すグラフである。
【図４】図４は実施例１〜４及び比較例１〜４における精錬スラグ中のフッ素濃度を示すグラフである。
【図５】図５は実施例１〜４及び比較例１〜４で生成した精錬スラグからのフッ素の溶出量を示すグラフである。
【図６】図６は副原料の投入時期と滓化指数との関係を示すグラフである。
【図７】図７は副原料の投入時期と鋼へのＮのピックアップ量との関係を示すグラフである。
【図８】図８は酸素導入管からのブロー強度（Ｐｓ／Ｗ）とスラグ中のＭｎＯ濃度との関係を示すグラフである。
【符号の説明】
１…湯面
２…酸素導入管
３…転炉本体
４…吹錬時生成スラグ
５…精錬用鉄原料[0001]
BACKGROUND OF THE INVENTION
The present invention is a method for managing a blowing process in which by-product slag at the time of aluminum production can be effectively reused as a by-product when blowing iron raw material for steel making (hot metal, etc.) in a converter, and using this method The present invention relates to a method of manufacturing steel.
[0002]
[Prior art]
Slag produced as a by-product during the production of aluminum (hereinafter sometimes simply referred to as “by-product slag”) is costly to recover metallic aluminum and is often landfilled as industrial waste. However, in recent years, due to the growing interest in the environment, the reuse of the byproduct slag has been attempted.
[0003]
As a method of reusing by-product slag, a method is known in which slag produced as a by-product during the production of aluminum is used as a forming inhibitor in a hot metal refining process (for example, a blowing process). For example, in Japanese Patent Laid-Open No. Sho 62-136512, a slag antifoaming agent in which metallic aluminum powder (such as aluminum refining residue), carbonaceous powder and a binder are mixed together is introduced into the slag of the hot metal upper layer. A method for suppressing foaming is disclosed.
[0004]
Japanese Patent Application Laid-Open No. 49-115921 discloses a method for preventing slopping, characterized in that aluminum ash is added during converter operation.
[0005]
Japanese Patent Application Laid-Open No. 52-110213 discloses a sedative for a converter during blowing, which is characterized by mixing a gas generating substance with aluminum ash.
[0006]
However, in these methods, it is necessary to appropriately add a forming inhibitor according to the foaming of slag during the refining of the converter, and the work is complicated. Therefore, it is conceivable to perform the de-S process or the de-P process using a predetermined ratio of by-product slag.
[0007]
For example, JP-A-1-234511 discloses a desulfurization agent for molten iron containing 75 to 92% by weight of quick lime, 5 to 20% by weight of aluminum smelting iron, and 3 to 5% by weight of magnesia.
[0008]
Japanese Patent Application Laid-Open No. 9-3515 discloses a hot metal desulfurization method using a mixture flux of quick lime as a main component and Al ash. In this document, the mixing ratio of CaO and Al ₂ O _{3 in} the desulfurizing agent is 33 to 33.7% by weight with Al ₂ O ₃ , and when used as a desulfurizing agent, the MgO content in the Al ash Is also described as 7.05% by weight.
[0009]
Japanese Patent Application Laid-Open No. 10-265816 discloses a method of desulfurizing hot metal using a flux containing lime as a main component and carbon and aluminum powder (such as Al soot) as additive components.
[0010]
In Japanese Patent Laid-Open No. 11-181511, in the subsequent desulfurization of the previously dephosphorized hot metal, calcium carbonate and / or quicklime is the main component, and a mixture of aluminum and alumina (such as aluminum ash) exceeds 1% by weight and 6%. A hot metal desulfurization method using a desulfurization agent added in an amount of less than 1% is disclosed.
[0011]
In Japanese Patent Laid-Open No. 60-56007, when simultaneous dephosphorization and desulfurization of hot metal is performed using quicklime-based flux, quicklime-based flux is blown below the hot metal bath surface, thereby forming on the hot metal bath surface. A method is disclosed in which a substance containing aluminum as a main component (such as aluminum ash) is placed above the slag. In addition, the quantity of the said substance which has aluminum as a main component is 0.3 times or less of quicklime system flux.
[0012]
In JP-A-2-236214, lime, aluminum dross, etc. are mixed into molten steel during refining or hot metal in the hot metal pretreatment process, and the slag components are CaO content 35 to 45% by weight, Al ₂ O ₃ content 25 A method of preparing ~ 35% by weight is disclosed.
[0013]
JP-A-5-17241 discloses a bulk hot metal dephosphorization refining agent composed of quick lime, iron oxide and metallic aluminum (aluminum dross, aluminum ash, etc.).
[0014]
However, in these methods, the degree of hatching is not necessarily good because the slag produced in the refining of hot metal is insufficiently hatched or excessively hatched. Although it is not an invention that uses by-product slag at the time of aluminum production, Japanese Patent Application Laid-Open No. 8-157721 discloses a dephosphorization process in which an upper bottom blown converter type furnace mainly includes a converter soot and iron oxide. using a flux, basicity slag conditions in the treatment with _{wt% (% CaO /% SiO 2} ) = 1.2~2.0, (Al 2 O 3) = 2~16%, (T.Fe) = A method of controlling the dephosphorization to 7 to 30% is disclosed. 8 (Table 2), the slag composition during the dephosphorization treatment was CaO = 41 wt%, SiO ₂ = 23 wt%, T.P. It is described that Fe = 7 wt% and Al ₂ O ₃ = 10.2 wt%. Japanese Patent Application Laid-Open No. 9-59709 also uses a dephosphorization flux mainly composed of a converter slag and iron oxide in a top-bottom blow converter type furnace, and the slag conditions during the treatment are expressed in terms of weight%. _{(% CaO /% SiO 2)} = 1.2~2.0, (Al 2 O 3) = 2~15%, (T.Fe) = 7~25%, (MnO) = 5~15% in control And a method for dephosphorization is disclosed. 4 (Table 2), the slag composition during the dephosphorization treatment is CaO / SiO ₂ = 1.82, T.I. It is described that Fe = 23 wt%, MnO = 8.5 wt%, and Al ₂ O ₃ = 6.8 wt%. When the compositions described in the examples of these publications are arranged, in the case of JP-A-8-157721, α =% CaO / (SiO ₂ +% Al ₂ O ₃ +% T.Fe) = 1.0, β =% SiO ₂ / α = 23, γ =% Al ₂ O ₃ / α = 10, δ =% T.I. Fe / α = about 7, and in the case of JP-A-9-59709, α =% CaO / (SiO ₂ +% Al ₂ O ₃ +% T.Fe) = 0.7, β =% SiO ₂ / α = 33, γ =% Al ₂ O ₃ / α = 10, δ =% T.I. It is about Fe / α = 35. However, in the methods described in JP-A-8-157721 and JP-A-9-59709, it takes time to hatch slag and the efficiency is low.
[0015]
Furthermore, in the technique using the by-product slag at the time of manufacturing the above-mentioned aluminum, since nitrogen is usually contained in an amount of about 2.5 to 7% as an impurity, there is a possibility that nitrogen may be mixed into the molten steel, which causes the steel to become brittle. This may adversely affect the properties of the steel, such as possibly causing it.
[0016]
JP-A-8-157931 discloses a method of firing aluminum dross to make the nitrogen content less than 2.5% and using it as an additive composition for steelmaking. More specifically, in this publication, after adjusting the components of aluminum dross according to the use such as deoxidation, desulfurization, ironmaking, and heat retention, in a specific temperature range (700 ° C or 750 ° C), a specific furnace The aluminum dross is fired under an atmosphere (oxygen amount of 15% by volume or less). It is also described that the MgO concentration of the slag after firing is 4.8% or 8.3%. However, pre-baking aluminum dross is cumbersome.
[0017]
On the other hand, when refining is performed in a converter, a large amount of fluorite is added in addition to a SiO ₂ source such as silica in order to hatch the burned lime and the like input for refining. However, the slag generated after converter refining not only contains a large amount of fluorine, but is often used for roadbed materials and civil engineering materials. Yes, it is an important issue for environmental conservation.
[0018]
[Problems to be solved by the invention]
The present invention has been made paying attention to the above-mentioned circumstances, and its purpose is to recycle by-product slag at the time of aluminum production and use it as a secondary material of a converter, even if it is a firefly. An object of the present invention is to provide a method for managing a blowing process capable of reliably hatching slag produced during blowing in a converter without using stone, and a method for producing steel using this method.
[0019]
Another object of the present invention is a method for managing a blowing process that can easily suppress embrittlement of steel, even when used as a secondary raw material for a converter by reusing by-product slag during aluminum production, And it is providing the manufacturing method of steel using this method.
[0020]
[Means for Solving the Problems]
As a result of intensive studies to solve the above problems, the present inventor adjusted the amount of the by-product slag so that the composition of the slag generated during blowing is in a specific range, or a specific It has been found that slag can be reliably hatched by controlling the oxygen jet pressure based on the calculation formula, and when the by-product slag is charged at this time, the nitrogen content in the by-product slag is hardly picked up by the steel. As a result, the present invention has been completed.
[0021]
That is, the method for managing the blowing process according to the present invention is produced during blowing, when slag produced as a by-product during the production of aluminum and other components are used as auxiliary materials during the blowing of steel raw materials for steelmaking in a converter. The composition of the auxiliary material is adjusted so that the slag to be satisfied satisfies the following formulas (1) to (4).
[0022]
α =% CaO / (% SiO ₂ +% Al ₂ O ₃ +% T.Fe) = 0.7 to ₃ (1)
β =% SiO ₂ / α = 3 to 40 (2)
_{_{γ =% Al 2 O 3 /}} α = 0.7~7 ... (3)
δ =% T. Fe / α = 5 to 27 (4)
Wherein,% CaO,% SiO2,% Al 2 O 3,% T. Fe represents the CaO content (% by mass), the SiO ₂ content (% by mass), the Al ₂ O ₃ content (% by mass), and the total iron content (% by mass) in the slag produced during blowing, respectively.
The management method of the blowing process of the present invention further includes the step of blowing the steel raw material for steelmaking in the converter at the time of aluminum production so that the MnO concentration in the slag generated during the blowing is 5 to 15% by mass. When the by-product slag and other components are used as by-products, the collision oxygen pressure Ps and the molten steel mass W are calculated based on the following formula (5) for a predetermined period (for example, during and after the blowing process). The ratio (Ps / W) is controlled to 50 Pa / t or less.
[0023]
Ps = C × (X ^* −X ₀ ^* ) ⁻² × [P ₀ (X ^* = 15) −P _atm ] (5)
[In the formula, Ps represents the collision pressure (Pa) of the blown oxygen against the molten steel. C represents a numerical value calculated by the following expression (6), X ^* represents a dimensionless distance calculated by the following expression (7), and X ₀ ^* represents a dimensionless distance calculated by the following expression (8). Indicates the virtual origin. P ₀ (X ^* = 15) represents the absolute pressure (Pa) calculated by the following formula (9) when the dimensionless distance X ^* is 15, and P _atm represents the atmospheric pressure (Pa).
[0024]
C = −26.3 × M ² + 11.8 × M + 162 (6)
X ^* = X / D (7)
X ₀ ^* = 1.2 × M ² −0.6 × M + 2.2 (8)
P ₀ (X ^* = 15) = [0.25 × M ² −1.1 × M + 1.43] × P ₀ (X ^* = 0) (9)
(In the formula, M represents an acid feed rate (Mach number) calculated by M = velocity of ejected oxygen Vo (m / s) / sonic velocity V (m / s). X is from the oxygen inlet pipe outlet to the molten metal surface. ), D represents the diameter (m) of the oxygen inlet tube outlet, and P ₀ (X ^* = 0) represents the absolute pressure (Pa) when the dimensionless distance X ^* is 0)]
Note that substantially all of the byproduct slag and other components may be added by the middle of the blowing process. A manganese component may be used as the other component, and the MnO concentration in the slag generated during blowing is adjusted to 5 to 15% by mass by controlling the ratio Ps / W to 50 Pa / t or less for a predetermined period. May be.
[0025]
The present invention is a management method.
[0026]
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
[By-product slag]
By-product slag is not particularly limited as long as it is slag by-produced during aluminum production (for example, by-product slag at the time of melting aluminum raw material). By-product slag is substantially free of by-product slag and impurities when refining an aluminum raw material containing impurities. For example, slag produced as a by-product when regenerating aluminum by remelting an aluminum raw material that is not contained can be used.
[0027]
As the aluminum raw material containing impurities, bauxite, igneous rock, shale, alunite, aluminum phosphate, fly ash, kaimite-sillimanite mineral group (especially bauxite) can be used, and the aluminum raw material substantially free of impurities. For example, waste aluminum cans can be used.
[0028]
When the by-product slag is used as a by-product for blowing the converter, since the by-product slag contains metallic aluminum, the temperature of the slag generated at the time of blowing is rapidly increased by burning the metallic aluminum. Can be increased. Therefore, the efficiency of blowing can be increased.
[0029]
In addition, when combustion of metal aluminum is too intense, a magnesium component (MgO or the like) may be added to the byproduct slag in order to prevent melting of the refractory in the converter (smelting furnace). The amount of MgO in the by-product slag after addition of the magnesium component is, for example, 5% by mass or more, preferably 6% by mass or more, and more preferably 6.5% by mass or more. The MgO amount is usually 20% by mass or less, preferably 10% by mass or less, and more preferably 7% by mass or less.
[0030]
[Refining of iron raw materials for steel making (blowing)]
In the present invention, the by-product slag and other components are used as auxiliary materials, and iron raw materials for steel making [hot metal, scrap iron (scrap), etc.] are refined into steel in a converter. For refining, conventional methods can be used. For example, using a converter capable of top blowing (such as an LD converter or other top blowing converter, top bottom blowing converter, etc.), the steel raw material for steelmaking is introduced into the converter. A method of sending and blowing oxygen from an upper blowing type oxygen introduction pipe (lance) can be used.
[0031]
The other components include silicon components (such as silica), calcium components (such as slaked lime, quicklime, limestone), magnesium components (such as dolomite, magnesite, carnalite), manganese components (Mn ore, Mn alloy, Mn-containing slag) And especially ferromanganese).
[0032]
In the present invention, by adjusting the ratio between the regenerated slag and other components, each component in the slag generated during refining (blowing) (hereinafter sometimes simply referred to as “refining slag”) has the following formula: The range is (1) to (4). By adjusting the amount of components in the smelting slag, even when by-product slag is reused, it is possible to reliably and moderately prevent slag by preventing poor hatching and excessive hatching without using fluorite. Can hatch. Further, slipping can be prevented, and there is no possibility that productivity is lowered. In particular, when by-product slag is used under the condition of adjusting the component amount so as to be in the range of the following formulas (1) to (4), the hatching effect by adjusting the component amount and the combustion of metallic aluminum in the by-product slag Combined with the temperature rise, slag can be hatched extremely efficiently (for example, in a short time).
[0033]
α =% CaO / (% SiO ₂ +% Al ₂ O ₃ +% T.Fe) = 0.7 to ₃ (1)
β =% SiO ₂ / α = 3 to 40 (2)
_{_{γ =% Al 2 O 3 /}} α = 0.7~7 ... (3)
δ =% T. Fe / α = 5 to 27 (4)
[Wherein,% CaO,% SiO ₂ ,% Al ₂ O ₃ ,% T. Fe represents the CaO content (% by mass), the SiO ₂ content (% by mass), the Al ₂ O ₃ content (% by mass), and the total iron content (% by mass) in the smelted slag, respectively.
The above formulas (1) to (4) generally represent a calcium component (such as CaO) used for dephosphorization and the like, a silicon component (such as SiO ₂ ) used to lower the melting point of this CaO, and iron oxide (T. Fe) and an aluminum component (Al ₂ O ₃ or the like) are specified.
[0034]
Specifically, the parameter α in the above formula (1) includes CaO in slag, SiO ₂ which is a melting point lowering substance, T.I. The ratio with Fe and Al ₂ O ₃ is shown, and the smaller this value, the easier the CaO dissolves.
[0035]
The parameter β , γ , or δ in the above formula (2), (3), or (4) is SiO ₂ , Al ₂ O ₃ , or T.I. Reflects the ratio of Fe and CaO. Further, by comparing with the parameter α instead of simply comparing with CaO, it is possible to provide an accurate index for the solubility and purification efficiency (such as dephosphorization efficiency) of CaO.
[0036]
A preferable range of α is 0.9 or more (particularly one or more) and 2.5 or less (particularly two or less). Moreover, the preferable range of ( beta ) is 5 or more (especially 8 or more) and 30 or less (especially 14 or less). A preferable range of γ is 1 or more (particularly 2 or more). A preferable range of δ is 5 or more (especially 7 or more) and 19 or less (particularly 15 or less).
[0037]
The input amount of by-products (by-product slag and other components) is not particularly limited as long as the amount of components in the refining slag can be adjusted and the iron material for steelmaking can be refined (such as dephosphorization). Is usually about 0.1 to 10 kg, preferably about 0.5 to 7 kg with respect to 1 t of the iron raw material for steelmaking. Further, the input amounts of silicon component, calcium component, magnesium component, and manganese component are 0.5 to 10 kg (preferably 1 to 7 kg) and 5 to 50 kg (preferably 10 to the iron raw material for steel making 1 t, respectively. ~ 20 kg), 3-20 kg (preferably 5-15 kg), and 0.5-10 kg (preferably 1-7 kg).
[0038]
There is no particular limitation on the charging timing of the by-product (byproduct slag and other components), but usually, by the middle of the blowing process, for example, the blowing process is 70% (preferably 50%, more preferably by time factor). 30%), preferably before the start of blowing or before the introduction of iron raw materials for steel making, substantially the entire amount (80% by mass or more, preferably 90% by mass or more, particularly 100% by mass with respect to the total input amount) %). Addition of substantially all of the auxiliary materials by the middle of the blowing process can promote slag hatching. Furthermore, although the by-product slag usually contains about 2.5 to 7% nitrogen as an impurity, nitrogen is absorbed by the steel at the end of blowing (at the time of blowing). Can also be prevented. For this reason, it is possible to prevent embrittlement of the steel without pretreatment of the byproduct slag (such as firing under special conditions).
[0039]
The starting point of the blowing process is the start time of acid delivery from the oxygen introduction pipe. Moreover, the end point of a blowing process is a time (for example, time when phosphorus content becomes 0.015 mass% or less and C content becomes 0.45 mass% or less) until steel has product aptitude.
[0040]
By-products (by-product slag and other components) may be added in a lump or may be added separately, but lump addition may sinter the by-product slag and hinder its dissolution. Because there is, there are many cases of divided input.
[0041]
In the blowing process, oxygen supply strength (hard blow, soft blow, etc.) can be selected as appropriate. In the present invention, soft blow is often performed from an appropriate time after almost all of the auxiliary raw material has been added, preferably hard blow at the start of blowing, and the blowing step is 30% or more (preferably depending on the time factor) 50% or more, more preferably 70% or more) When the process proceeds, the mode is switched to soft blow. By soft-blowing for a predetermined period, the T.W. Fe concentration can be controlled.
[0042]
Conventionally, the T.I. Although soft blow was used to control the Fe concentration, the strength of the blow was controlled by the ratio (L / Lo) of the dent depth L of the molten steel and the steel bath depth Lo by oxygen jet. The use efficiency of oxygen for decarburization (decarbonation efficiency) cannot be controlled. That is, the reaction between the slag metals cannot be accurately controlled, and the T.V. The Fe concentration cannot be accurately controlled. On the other hand, in the present invention, the blow strength is managed by the ratio (Ps / W) of the collision pressure Ps of the ejected oxygen and the molten steel mass W calculated based on the following formula (5) and FIG. During soft blow, Ps / W is controlled to 50 Pa / t or less. That is, in this method, since the collision energy of the oxygen jet is defined by a value per unit mass of the molten steel, the decarbonation efficiency of the oxygen jet can be controlled. As a result, the amount of oxygen used in addition to decarburization (that is, oxygen that oxidizes molten steel and increases the iron oxide concentration of the slag) can be controlled. Fe (iron oxide concentration) can be controlled to an arbitrary value. Since the reaction between the slag metals can be accurately controlled in this way, the T.O. The Fe concentration can be stably increased to 15% by mass or more, and slag hatching can be promoted.
[0043]
Ps = C × (X ^* −X ₀ ^* ) ⁻² × [P ₀ (X ^* = 15) −P _atm ] (5)
[In the formula, Ps represents the collision pressure (Pa) of the blown oxygen against the molten steel. C represents a numerical value calculated by the following expression (6), X ^* represents a dimensionless distance calculated by the following expression (7), and X ₀ ^* represents a dimensionless distance calculated by the following expression (8). Indicates the virtual origin. P ₀ (X ^* = 15) represents the absolute pressure (Pa) calculated by the following formula (9) when the dimensionless distance X ^* is 15, and P _atm represents the atmospheric pressure (Pa).
[0044]
C = −26.3 × M ² + 11.8 × M + 162 (6)
X ^* = X / D (7)
X ₀ ^* = 1.2 × M ² −0.6 × M + 2.2 (8)
P ₀ (X ^* = 15) = [0.25 × M ² −1.1 × M + 1.43] × P ₀ (X ^* = 0) (9)
(In the formula, M represents an acid feed rate (Mach number) calculated by M = velocity of ejected oxygen Vo (m / s) / sonic velocity V (m / s). X is from the oxygen inlet pipe outlet to the molten metal surface. ), D represents the diameter (m) of the oxygen inlet tube outlet, and P ₀ (X ^* = 0) represents the absolute pressure (Pa) when the dimensionless distance X ^* is 0)]
FIG. 1 explains the concept of the variables D, X, X ^* , Ps, P ₀ (X ^* = 0), P ₀ (X ^* = 15), and X ₀ ^{* in} the equations (5) to (9). FIG. That is, the variable D indicates the diameter (m) of the outlet of the oxygen introduction pipe 2, and the variable X indicates the distance (m) from the outlet of the oxygen introduction pipe 2 to the molten metal surface 1. The variable X ^* is a value obtained by dividing the variable X into D and has the same axis as the variable X. That is, X ^* = 0 at the outlet of the oxygen introduction pipe 2, the value of X ^* increases by 1 for each distance X / D, and X ^* = D at the molten metal surface 1. Ps represents the collision pressure of the ejected oxygen at the molten metal surface 1 (that is, X ^* = D), P ₀ (X ^* = 0) represents the absolute pressure (Pa) at the outlet of the oxygen introduction pipe 2, and P ₀ (X ^* = 15) indicates the absolute pressure (Pa) at a place where the distance X / D from the outlet of the oxygen introduction pipe 2 is 15. X ₀ ^* is the constant distance (critical distance) when oxygen ejected from the nozzle at a high speed (for example, supersonic speed) travels to a certain distance with almost no deceleration, and starts decelerating after a certain distance. Indicates.
[0045]
In particular, at the time of soft blowing, the ratio Ps / W calculated based on the formula (5) and FIG. 1 is 50 Pa / t or less (for example, 10-50 Pa / t, preferably 10-40 Pa / t, more preferably 10 When it is controlled to ˜30 Pa / t), when a manganese component is used as another component, the MnO concentration in the slag can be controlled to 5 to 15% by mass, and the slag hatching can be promoted.
[0046]
According to the present invention, the slag produced during blowing can be reliably hatched despite the recycle of by-product slag, so that dephosphorization by other components (such as calcium components) can be ensured. It can be carried out. That is, although the obtained steel is refined by reusing the by-product slag, it can be used for various purposes in terms of quality and inferior to conventional steel.
[0047]
【Example】
EXAMPLES Hereinafter, the present invention will be described more specifically with reference to examples. However, the present invention is not limited by the following examples, but may be appropriately modified within a range that can meet the purpose described above and below. Of course, it is possible to implement them, and they are all included in the technical scope of the present invention.
[0048]
Examples 1-4 and Comparative Examples 1-4
In the examples, hot metal and scrap were refined using the top-bottom blow converter shown in FIG. In other words, the upper bottom blow converter in FIG. 2 has gas from the bottom to the converter main body 3 having an opening in the upper part, the steel raw material 5 for steelmaking charged in the converter main body 3 and the slag 4 generated during the blowing. And an oxygen introduction pipe (oxygen lance) 2 for blowing oxygen from above the iron raw material 5 for steel making and the slag 4. In the examples, 100 tons of hot metal and scrap as steelmaking iron raw materials 5 are charged into the converter main body 3 in a total amount, and the auxiliary raw materials shown in Table 1 (by-product slag, quartzite, fluorite, calcined lime at the time of aluminum production, Light burned dolomite, FeMn, etc.) were introduced into the converter main body 3 from the auxiliary material charging hopper 8 provided above the converter main body 3 through the upper opening of the converter 3. Thereafter, oxygen was supplied from the oxygen lance 2. In addition, the blow strength of the acid sending at the time of oxygen supply (blowing process) is as shown in FIG. 3, and in Examples 1-4 and Comparative Examples 2-3, the collision pressure of the first 50% (time standard) of the blowing process The ratio Ps / W between Ps and molten steel mass W was controlled to 70 Pa / t, and Ps / W in the second half of the blowing process (time standard) was controlled to 30 Pa / t. In Comparative Example 1, Ps / W in the first half 50% (time basis) was controlled to 70 Pa / t, and Ps / W in the second half 50% (time basis) was controlled to 60 Pa / t.
[0049]
The by-product slag was not subjected to prior de-N treatment (firing or the like), was added with MgO, and was used after being granulated into pellets (average particle size of about 10 mm). The composition was 10% by mass of metal aluminum, 68% by mass of Al ₂ O ₃ , 10% by mass of SiO ₂ , ₂ % by mass of CaO, 3% by mass of N, and 7% by mass of MgO.
[0050]
The hot metal used was a hot metal pretreated. The composition is C content 4.00% by mass, Si content trace (trace), Mn content 0.15% by mass, P content 0.020% by mass, S content 0.020% by mass, and the balance is substantially It is iron.
[0051]
During blowing, the hatching degree of the refined slag was visually observed, the composition of the slag was analyzed, and the composition parameters α to δ calculated by the above formulas (1) to (4) were calculated.
[0052]
Moreover, P content and C content of the obtained steel were measured, and the product suitability of the steel was judged according to the following criteria.
[0053]
B: P content is 0.015% by mass or less and C content is 0.40 to 0.45% by mass. X: Results in which P content exceeds 0.015% by mass are shown in Table 2.
[0054]
[Table 1]

[0055]
[Table 2]

[0056]
As is apparent from Table 2, according to the method of the embodiment, since the auxiliary raw material is introduced so that the slag generated at the time of blowing has a specific composition, the hatching degree of the refined slag can be improved, Furthermore, the product suitability of the obtained steel can be satisfied. On the other hand, according to the method of the comparative example, since the slag produced at the time of blowing does not have a specific composition, insufficient hatching or excessive hatching occurs, resulting in insufficient dephosphorization, and the obtained steel is It cannot be used as a product.
[0057]
Furthermore, in the said Examples 1-4 and Comparative Examples 1-4, the fluorine concentration (mass%) in the slag produced | generated at the time of blowing was measured. Further, the amount of fluorine eluted from the refining slag was measured as follows.
[0058]
[Measurement of fluorine elution amount (mg / l)]
Small pebbles are removed from the collected slag, and after coarse crushing, powdery slag is obtained by passing through a metal sieve having an opening of 2 mm. After sufficiently mixing this powdery slag, the powdered slag is added to hydrochloric acid diluted with pure water (pH after dilution = 5.8 to 6.3) so as to have a concentration of 10 w / v%. A sufficient amount of dilute hydrochloric acid is used so that the volume of the dilute hydrochloric acid solution (hereinafter referred to as sample solution) of the powdered slag becomes 500 ml or more.
[0059]
The sample solution is shaken continuously for 6 hours using a shaker. The fluorine concentration in the sample solution after shaking is measured in accordance with the method specified in Japanese Industrial Standard K0120 34.1 or the method listed in the Environmental Agency Notification No. 59 in December 1971.
[0060]
The results are shown in FIGS.
[0061]
As apparent from FIGS. 4 and 5, since fluorite is used in Comparative Example 4, a large amount of fluorine is eluted, which may cause soil contamination. On the other hand, in the embodiment, since by-product slag is used instead of fluorite, there is no possibility that fluorine is eluted and there is no possibility of causing soil contamination.
[0062]
Experimental Examples 1-7
Substituting the input timing of the auxiliary raw material before the start of blowing, the progress of the blowing process (time standard) at 0% (Experimental Example 1), 50% (Experimental Example 2), 70% (Experimental Example 3) ), 75% (Experimental Example 4), 85% (Experimental Example 5), 95% (Experimental Example 6), or 100% (Experimental Example 7). Blowed. For each experimental example, the hatching degree of slag during blowing and the amount of N picked up into the steel after blowing were determined as follows.
[0063]
[Hatch degree]
The degree of hatching was evaluated based on the hatching index, which is a relative evaluation criterion.
[0064]
That is, the case where the CaO component such as burned lime charged into the furnace is in a sintered state is not hatched (incubation index = 0%), and the case where forming slag is generated is good (incubation index = 100%). ), And the hatching degree (hatching index) was divided into three stages (30% hatching, 50% hatching, 80% hatching) and evaluated visually.
[0065]
[N pickup amount]
The N content [ppm (mass basis)] in the slag at the end of blowing (at the time of blowing) was measured, and the amount of N pickup was determined based on the following formula.
[0066]
N pickup amount (ppm) = N content at the time of blowing (ppm)-standard N content (ppm)
(In the formula, the reference N content indicates the N content at the time of blowing when no by-product slag is added)
The results are shown in FIGS.
[0067]
As apparent from FIGS. 6 and 7, the hatching index can be increased as the auxiliary material is introduced earlier, and the amount of N pick-up into the steel can be reduced.
[0068]
Experimental Examples 8-14
Ps / W in the second half of blowing is 10 Pa / t (Experimental Example 8), 20 Pa / t (Experimental Example 9), 30 Pa / t (Experimental Example 10), 40 Pa / t (Experimental Example 11), 50 Pa / t ( Experimental example 12), 60 Pa / t (Experimental example 13), or 70 Pa / t (Experimental example 14), except that it was the same as Example 3. For each experimental example, the MnO concentration in the slag was measured.
[0069]
The results are shown in FIG.
[0070]
As is clear from FIG. 8, the MnO concentration can be increased as the Ps / W in the latter half of the blowing is reduced.
[0071]
【The invention's effect】
According to the present invention, the amount of the by-product slag is adjusted so that the composition of the slag generated during blowing is in a specific range, or the oxygen injection pressure is controlled based on a specific calculation formula. Therefore, the secondary raw material can be effectively used as a secondary raw material for refining in a converter, and slag generated during blowing can be reliably hatched. Further, since there is no need to use fluorite, there is no possibility of causing soil contamination. Further, when the by-product slag is charged, the pickup of N in the by-product slag into the steel can be prevented, and the embrittlement of the steel can be easily suppressed.
[Brief description of the drawings]
FIG. 1 is a conceptual diagram for explaining a blowing method of the present invention.
FIG. 2 is a schematic diagram of a converter apparatus used in the blowing method of the embodiment.
FIG. 3 is a graph showing the relationship between the blowing progress (time standard) and Ps / W in the examples.
FIG. 4 is a graph showing the fluorine concentration in the refining slag in Examples 1 to 4 and Comparative Examples 1 to 4.
FIG. 5 is a graph showing the amount of fluorine eluted from the refined slag produced in Examples 1 to 4 and Comparative Examples 1 to 4.
FIG. 6 is a graph showing the relationship between the input timing of auxiliary materials and the hatching index.
FIG. 7 is a graph showing the relationship between the input timing of the auxiliary material and the amount of N pick-up into steel.
FIG. 8 is a graph showing the relationship between the blow strength (Ps / W) from the oxygen inlet tube and the MnO concentration in the slag.
[Explanation of symbols]
DESCRIPTION OF SYMBOLS 1 ... Hot water surface 2 ... Oxygen introduction pipe 3 ... Converter main body 4 ... Slag 5 produced at the time of smelting ... Iron raw material for refining

Claims

When blowing steel raw materials for steelmaking in a converter, when using slag produced as a by-product during aluminum production and other components as auxiliary materials,
(I) adjusting the composition of the auxiliary raw material so that the slag generated during blowing satisfies the following formulas (1) to (4),
α =% CaO / (% SiO ₂ +% Al ₂ O ₃ +% T.Fe) = 0.7 to ₃ (1)
β =% SiO ₂ / α = 3 to 40 (2)
_{_{γ =% Al 2 O 3 /}} α = 0.7~7 ... (3)
δ =% T. Fe / α = 5 to 27 (4)
[Wherein,% CaO,% SiO ₂ ,% Al ₂ O ₃ ,% T. Fe represents the CaO content (% by mass), the SiO ₂ content (% by mass), the Al ₂ O ₃ content (% by mass), and the total iron content (% by mass) in the slag produced during blowing, respectively.
(II) In order to make the MnO concentration in the slag produced at the time of blowing into 5 to 15% by mass, the collision pressure Ps of the blown oxygen calculated based on the following formula (5) during and after the blowing process And management method of the blowing process which controls the ratio (Ps / W) of molten steel mass W to 50 Pa / t or less.
Ps = C × (X ^* −X ₀ ^* ) ⁻² × [P ₀ (X ^* = 15) −P _atm ] (5)
[In formula, Ps shows the collision pressure (Pa) with respect to the molten steel of an ejection oxygen. C represents a numerical value calculated by the following expression (6), X ^* represents a dimensionless distance calculated by the following expression (7), and X ₀ ^* represents a dimensionless distance calculated by the following expression (8). Indicates the virtual origin. P ₀ (X ^* = 15) represents the absolute pressure (Pa) calculated by the following equation (9) when the dimensionless distance X ^* is 15, and P _atm represents the atmospheric pressure (Pa).
C = −26.3 × M ² + 11.8 × M + 162 (6)
X ^* = X / D (7)
X ₀ ^* = 1.2 × M ² −0.6 × M + 2.2 (8)
P ₀ (X ^* = 15) = [0.25 × M ² −1.1 × M + 1.43] × P ₀ (X ^* = 0) (9)
(In the formula, M represents an acid feed rate (Mach number) calculated by M = velocity of ejected oxygen V _o (m / s) / sonic velocity V (m / s). X represents a molten metal surface from the outlet of the oxygen introduction pipe. (D) indicates the diameter (m) of the oxygen inlet tube outlet, P ₀ (X ^* = 0) indicates the absolute pressure (Pa) when the dimensionless distance X ^* is 0) ]

The management method of the blowing process of Claim 1 which adds substantially all the said byproduct slag and another component by the middle of a blowing process.

The management method of the blowing process of Claim 1 or 2 which adds substantially all the said byproduct slag and other components previously, before controlling the said ratio Ps / W to 50 Pa / t or less.