JP5396834B2 - Converter refining method - Google Patents
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Description
本発明は、上吹き転炉、底吹き転炉、上底吹き転炉における精錬方法に関するものであり、脱炭処理により生成されたスラグを再利用して未滓化ＣａＯを低減する転炉の精錬方法に関する。 The present invention relates to a refining method in an upper blow converter, a bottom blow converter, and an upper bottom blow converter, in which a slag generated by a decarburization process is reused to reduce un-deoxidized CaO. Refining method.
転炉における精錬方法として、脱炭処理により生成されたスラグを次チャージ（ｎ＋１チャージ）の脱燐処理に再利用することにより、スラグの排出量を抑制する方法がある。これは、転炉での溶銑予備処理後、燐濃度が高くなったスラグを１度転炉外に排出し（中間排滓）、脱珪・脱燐済みの溶銑を転炉内に残し、新たなスラグを追加し、残った燐の除去（仕上げ脱燐）及び脱炭吹錬を行い、脱炭吹錬後、溶鋼のみを出鋼し、転炉内に残った燐濃度が低いスラグを、次チャージの溶銑予備処理に再利用するものである。 As a refining method in a converter, there is a method of suppressing slag discharge by reusing slag produced by decarburization for dephosphorization of the next charge (n + 1 charge). This is because after the hot metal pretreatment in the converter, the slag with high phosphorus concentration is discharged once out of the converter (intermediate waste), leaving the desiliconized and dephosphorized hot metal in the converter, Additional slag, removal of residual phosphorus (final dephosphorization) and decarburization blowing, after decarburization blowing, only molten steel is produced, and slag with low phosphorus concentration remaining in the converter is removed. It is reused for hot metal pretreatment for the next charge.
この方法においては、脱炭吹錬時に仕上げ脱燐に必要な量のＣａＯを添加するが、高炉から出銑される溶銑中のＳｉ濃度が高い場合、溶銑予備処理時に必要な塩基度を確保するためには、脱炭後のスラグ中に含まれるＣａＯだけでは足りず、スラグ中にＣａＯを新たに添加する必要が生じる。 In this method, an amount of CaO necessary for finish dephosphorization is added at the time of decarburization blowing, but when the Si concentration in the hot metal discharged from the blast furnace is high, the basicity required at the hot metal pretreatment is ensured. Therefore, only CaO contained in the slag after decarburization is not sufficient, and it is necessary to newly add CaO to the slag.
ところが、溶銑予備処理時に新たにＣａＯを添加すると、溶銑予備処理の処理時間、即ち、脱珪・脱燐の吹錬開始から中間排滓開始迄の時間が短いため、スラグ中に添加したＣａＯが完全に溶解せず、一部のＣａＯが未滓化ＣａＯとして前記中間排滓したスラグ中に残存してしまう。この転炉スラグを再利用するに際し、該スラグ中に残存した未滓化ＣａＯは水和反応を起こすため、スラグの体積膨張の原因となり、利用用途が大幅に制限されるという問題がある。 However, when CaO is newly added during the hot metal pretreatment, the treatment time of the hot metal pretreatment, that is, the time from the start of blowing of desiliconization / dephosphorization to the start of intermediate waste is short, so the CaO added to the slag is reduced. It does not completely dissolve, and a part of CaO remains in the intermediate slag as undehydrated CaO. When the converter slag is reused, the undehydrated CaO remaining in the slag causes a hydration reaction, which causes a volume expansion of the slag, and there is a problem that usage is greatly limited.
このような問題を解決するために、現在チャージの転炉吹錬での脱炭滓（以下、脱炭スラグとも称する）を転炉内に残留させ、次チャージの脱燐処理に再利用するに際し、脱炭滓中に存在する有効ＣａＯ量に応じ、転炉に装入する溶銑のＳｉ量を調整する方法が提案されている（例えば、特許文献１を参照）。即ち、仕上げ脱燐及び脱炭吹錬開始時に、新規のＣａＯ分を添加することなく所定の塩基度となるよう、事前に、転炉に装入される溶銑を脱珪する方法である。 In order to solve such a problem, when decarburized soot (hereinafter also referred to as decarburized slag) in the current converter blowing is left in the converter and reused for the dephosphorization treatment of the next charge. A method has been proposed in which the amount of Si in the hot metal charged in the converter is adjusted in accordance with the amount of effective CaO present in the decarburizing iron (see, for example, Patent Document 1). That is, it is a method of desiliconizing the hot metal charged in the converter in advance so that the predetermined basicity is obtained without adding a new CaO component at the start of finish dephosphorization and decarburization blowing.
しかしながら、特許文献１の方法のように、事前に溶銑を脱珪するためには、脱珪処理設備が必要となり、設備投資のためのコストが増大する、という問題があった。また、脱珪が行われる反応容器によっては、脱珪用の酸素源として、酸化鉄などの固体酸素分を使用する必要があり、酸化鉄などの還元熱による熱の損失が発生する、という問題もあった。更に当然ながら、第３工程における中間排滓が終了した後、当該チャージの脱炭処理におけるＣａＯ投入量が決定されるまで次チャージ用の脱珪処理を開始できない操業制約が発生する、という問題もあった。 However, as in the method of Patent Document 1, in order to desiliconize the hot metal in advance, there has been a problem that a desiliconization treatment facility is required and the cost for capital investment increases. In addition, depending on the reaction vessel in which desiliconization is performed, it is necessary to use a solid oxygen component such as iron oxide as an oxygen source for desiliconization, and heat loss due to reduction heat such as iron oxide occurs. There was also. Furthermore, as a matter of course, after the intermediate waste in the third step is finished, there is a problem that an operation restriction is generated in which desiliconization processing for the next charge cannot be started until the CaO input amount in the decarburization processing of the charge is determined. there were.
そこで、本発明は、このような問題に鑑みてなされたもので、転炉における脱炭処理により生成されたスラグを再利用する転炉の精錬方法において、コスト増大や熱の損失などを生じることなく、溶銑予備処理時の新たなＣａＯ添加に伴う未滓化ＣａＯの発生を抑制することを目的とする。 Therefore, the present invention has been made in view of such problems, and in a refining method for a converter that reuses slag generated by decarburization processing in the converter, an increase in cost, loss of heat, and the like occur. It aims at suppressing generation | occurrence | production of the non-deoxidized CaO accompanying new CaO addition at the time of hot metal preliminary processing.
本発明者らは、上記課題を解決するために鋭意研究を重ねた結果、あるチャージの脱炭吹錬を行う際に、次チャージの溶銑のＳｉ濃度や塩基度等の条件を考慮し、次チャージの溶銑予備処理で追加することが必要と予想されるＣａＯの量を求めておき、求めた必要量のＣａＯを、そのチャージの脱炭吹錬時に予め転炉に添加しておくことにより、次チャージの溶銑予備処理時に新たなＣａＯを添加する必要がなくなり、中間排滓で排滓されたスラグ中に未滓化ＣａＯが存在するのを抑制できることを見出し、この知見に基づいて本発明を完成するに至った。 As a result of intensive research in order to solve the above problems, the present inventors considered conditions such as the Si concentration and basicity of the molten iron in the next charge when performing decarburization blowing of a certain charge. By obtaining the amount of CaO expected to be added in the hot metal pretreatment of the charge and adding the required amount of CaO to the converter in advance during the decarburization blowing of the charge, It has been found that it is not necessary to add new CaO during the hot metal pretreatment of the next charge, and it is possible to suppress the presence of undehydrated CaO in the slag discharged by the intermediate waste. It came to be completed.
すなわち、本発明がその要旨とするところは、以下の通りである。
（１） 転炉に溶銑を装入する第１工程と、次いで前記転炉にＣａＯを投入して炉内スラグを目標塩基度にして精錬を開始することにより溶銑の脱珪及び脱燐の溶銑予備処理を行う第２工程と、次いで炉内スラグを中間的に排滓する第３工程と、次いで前記転炉内にＣａＯを投入して脱炭及び仕上げ脱燐を行う第４工程と、前記第４工程で精錬された溶鋼を炉外に排出する第５工程と、炉内スラグを残留させたまま次チャージ（ｎ＋１チャージ）の溶銑を装入する第６工程とを有する転炉の精錬方法において、前記第４工程で投入するＣａＯ量を、次チャージの前記第２工程での目標塩基度と前記第４工程での仕上げ脱燐に必要なＣａＯ量を共に確保可能なＣａＯ量とするに際し、現在チャージ（ｎチャージ）の前記第３工程で排滓したスラグのＣａＯ濃度及び排滓量を測定し、この測定したＣａＯ濃度及び排滓量と予め求めた該排滓前の炉内スラグ量を基にして現在チャージの前記第３工程後に於ける炉内残留スラグ中のＣａＯ量を算出し、この算出した炉内残留スラグ中のＣａＯ量と、次チャージの前記第２工程で必要とする前記ＣａＯ量との差から、前記第４工程で投入するＣａＯ量を決定することを特徴とする、転炉の精錬方法。
（２）現在チャージの前記第３工程でのスラグ排滓量を、現在チャージの前記第４工程で投入するＣａＯ量と前記次チャージの第２工程で目標塩基度を得るために必要なＣａＯ量が同等となるようにすることを特徴とする（１）に記載の転炉の精錬方法。
（３） 前記現在チャージの第４工程におけるＣａＯの添加量は、下記（Ｉ）式または（ＩＩ）式で計算されるＣａＯ量のうち多い方のＣａＯ量であることを特徴とする（１）または（２）に記載の転炉の精錬方法。
ＷＰ，ＣａＯ＝１０００／Ｌｐ＜ｎ＞×（Ｂ２［Ｐ］ｉ＜ｎ＞／目標［Ｐ］ｆ＜ｎ＞＋１）×（％ＣａＯ）Ｂ２＜ｎ＞−ＲＢ１，ＣａＯ＜ｎ＞ ・・・（Ｉ）
ＷＳｉ，ＣａＯ＝（ＨＭ［Ｓｉ］＜ｎ＋１＞×６０／２８×１０＋ＲＳｉＯ２＜ｎ＞）×（Ｂ１Ｃ／Ｓ＜ｎ＋１＞）−Ｒ’ＣａＯ＜ｎ＞ ・・・（ＩＩ）
ただし、
ＷＰ，ＣａＯ：ｎチャージ目の第４工程で、脱燐に必要なＣａＯ量
Ｌｐ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第４工程における推定燐分配
Ｂ２［Ｐ］ｉ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第４工程に持ち越される燐濃度
（燐濃度は溶鉄中の燐濃度に換算したもの）
目標［Ｐ］ｆ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第４工程処理後の目標燐濃度
（％ＣａＯ）Ｂ２＜ｎ＞：ｎチャージ目の第４工程処理後のスラグ中のＣａＯの推定濃度
ＲＢ１，ＣａＯ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第２工程から、第３工程を経て、第４工程に持ち越されるＣａＯ量
ＷＳｉ，ＣａＯ：（ｎ＋１）チャージ目の第２工程で塩基度目標値を確保するために必要なｎチャージ目の第４工程で添加すべきＣａＯ量
ＨＭ［Ｓｉ］＜ｎ＋１＞：（ｎ＋１）チャージ目で転炉に装入する溶銑中のＳｉの濃度
ＲＳｉＯ２＜ｎ＞：ｎチャージ目の第６工程で（ｎ＋１）チャージ目へリサイクルされるＳｉＯ２量
Ｂ１Ｃ／Ｓ＜ｎ＋１＞：（ｎ＋１）チャージ目の第２工程での目標塩基度
Ｒ’ＣａＯ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第６工程で（ｎ＋１）チャージ目へリサイクルされるＣａＯ量のうち、ｎチャージ目の第４工程で添加する分を除いたＣａＯ量
ＲＢ１，ＣａＯ＜ｎ＞＝（％ＣａＯ）Ｂ１＜ｎ＞×（Ｗｓ，Ｂ１＜ｎ＞−中間排滓量＜ｎ＞）
Ｗｓ，Ｂ１＜ｎ＞：ｎチャージ目のＢ１炉内スラグ量
中間排滓量＜ｎ＞：ｎチャージ目の実測排滓スラグ量
Ｗｓ，Ｂ１＜ｎ＞は以下の連立方程式（ＩＩＩ）−Ｉ，ＩＩの解として得られる値である。
Ｗｓ，Ｂ２＜ｎ−１＞×（％ＣａＯ）Ｂ２＜ｎ−１＞＝Ｗｓ，Ｂ１＜ｎ＞×（％ＣａＯ）Ｂ１＜ｎ＞ ・・（ＩＩＩ）−Ｉ
Ｗｓ，Ｂ２＜ｎ−１＞×（％ＳｉＯ２）Ｂ２＜ｎ−１＞＋ＨＭ［Ｓｉ］×６０／２８×溶銑量＝Ｗｓ，Ｂ１＜ｎ＞×（％ＳｉＯ２）Ｂ１＜ｎ＞ ・・・（ＩＩＩ）−ＩＩ
尚、ｎチャージは現在チャージ、ｎ＋１チャージは次チャージ、ｎ−１チャージは前チャージとする。
That is, the gist of the present invention is as follows.
(1) The first step of charging molten iron into the converter, and then introducing CaO into the converter and starting refining with the slag in the furnace as the target basicity, thereby starting hot metal desiliconization and dephosphorization. A second step for performing pretreatment, a third step for intermediately discharging the slag in the furnace, a fourth step for performing decarburization and final dephosphorization by introducing CaO into the converter, and A refining method for a converter having a fifth step of discharging the molten steel refined in the fourth step to the outside of the furnace and a sixth step of charging the molten iron of the next charge (n + 1 charge) while leaving the slag in the furnace. In the fourth step, the amount of CaO introduced in the fourth step is set to a CaO amount that can secure both the target basicity in the second step of the next charge and the CaO amount necessary for the final dephosphorization in the fourth step. Slag discharged in the third step of the current charge (n charge) The CaO concentration and the amount of waste in the furnace are measured, and the residual in the furnace after the third step of the current charge based on the measured CaO concentration and the amount of waste and the amount of slag in the furnace before the waste obtained in advance. The amount of CaO in the slag is calculated, and from the difference between the calculated amount of CaO in the residual slag in the furnace and the amount of CaO required in the second step of the next charge, the amount of CaO introduced in the fourth step A refining method for a converter, characterized in that
(2) The amount of slag discharged in the third step of the current charge, the amount of CaO input in the fourth step of the current charge, and the amount of CaO necessary for obtaining the target basicity in the second step of the next charge The method for refining a converter as described in (1), wherein:
(3) The amount of CaO added in the fourth step of the current charge is the larger amount of CaO calculated from the following formula (I) or (II): (1) Or the refining method of the converter as described in (2).
WP, CaO = 1000 / Lp <n> × (B2 [P] i <n> / target [P] f <n> +1) × (% CaO) B2 <n> −RB1, CaO <n> (I)
WSi, CaO = (HM [Si] <n + 1> × 60/28 × 10 + RSiO 2 <n>) × (B1C / S <n + 1>) − R′CaO <n> (II)
However,
WP, CaO: amount of CaO necessary for dephosphorization in the fourth step of the n-th charge Lp <n>: estimated phosphorus distribution in the fourth step of the n-th charge B2 [P] i <n>: first step of the n-th charge Phosphorus concentration carried over to 4 processes (phosphorus concentration converted to phosphorus concentration in molten iron)
Target [P] f <n>: Target phosphorus concentration after the fourth process of the n-th charge (% CaO) B2 <n>: Estimated concentration of CaO in the slag after the fourth process of the n-charge RB1, CaO <n>: The amount of CaO carried over from the second step of the n-th charge to the fourth step through the third step WSi, CaO: to secure the basicity target value in the second step of the (n + 1) charge Amount of CaO to be added in the fourth step of the n-th charge required for HM [Si] <n + 1>: (n + 1) Si concentration in the hot metal charged in the converter at the charge level RSiO 2 <n>: n-charge The amount of SiO 2 recycled to the (n + 1) charge in the sixth step of the eye
B1C / S <n + 1> : (n + 1) target basicity in the second step of the charge R′CaO <n>: Of the amount of CaO recycled to the (n + 1) charge in the sixth step of the n charge, CaO amount RB1 , CaO <n> = (% CaO) B1 <n> × (Ws, B1 <n> −intermediate excretion amount <n>) excluding the amount added in the fourth step of the n-th charge
Ws, B1 <n>: B1 in-furnace slag amount of n-th charge Intermediate waste amount <n>: Measured waste slag amount of n-th charge Ws, B1 <n> are the following simultaneous equations (III) -I, This is the value obtained as the solution of II.
Ws, B2 <n-1> * (% CaO) B2 <n-1> = Ws , B1 <n> * (% CaO) B1 <n> (III) -I
Ws, B2 <n-1> × (% SiO 2 ) B2 <n-1> + HM [Si] × 60/28 × Amount of molten metal = Ws , B1 <n> × (% SiO 2 ) B1 <n> (III) -II
The n charge is the current charge, the n + 1 charge is the next charge, and the n-1 charge is the previous charge.
本発明によれば、第３工程である中間排滓の前工程である第２工程である溶銑予備処理時に新たなＣａＯを添加する必要がなくなるので、該第３工程に於ける排滓スラグ中に未滓化ＣａＯ分が残留するのを抑制することが可能となるため、新たな設備を必要とすることなく、しかも、溶銑の前処理も必要とすることなく、スラグの水和反応も抑制でき、スラグの再利用分野の拡大を可能とすることができる。 According to the present invention, it is not necessary to add new CaO during the hot metal preliminary treatment, which is the second step, which is the pre-process of the intermediate waste, which is the third step. Therefore, in the waste slag in the third step, As a result, it is possible to suppress the remaining of non-dehydrated CaO in the slag, so that no new equipment is required, and no slag hydration reaction is required without any pretreatment of the hot metal. It is possible to expand the field of slag reuse.
以下に添付図面を参照しながら、本発明の好適な実施の形態について詳細に説明する。なお、本明細書及び図面において、実質的に同一の機能構成を有する構成要素については、同一の符号を付することにより重複説明を省略する。 Exemplary embodiments of the present invention will be described below in detail with reference to the accompanying drawings. In addition, in this specification and drawing, about the component which has the substantially same function structure, duplication description is abbreviate | omitted by attaching | subjecting the same code | symbol.
まず、本発明の一実施形態に係る転炉の精錬方法を説明するに先立ち、その前提となるいわゆる脱炭スラグを再利用する方法による転炉の操業方法の概要について説明する。なお、図１は、脱炭スラグを再利用する方法による転炉の操業方法の概要を示す説明図である。 First, prior to explaining a method for refining a converter according to an embodiment of the present invention, an outline of a method for operating a converter by a method of reusing so-called decarburized slag as a premise thereof will be described. In addition, FIG. 1 is explanatory drawing which shows the outline | summary of the operating method of the converter by the method of reusing decarburization slag.
図１に示すように、脱炭スラグを再利用する方法による転炉の操業方法では、脱硫処理を施した高炉溶銑を吹錬して溶鋼を製造する際に、以下に説明する第１工程〜第６工程を、順に繰り返し行う。以下では、着目するチャージをｎチャージ目（ｎは、自然数）、その次のチャージを（ｎ＋１）チャージ目として説明する。 As shown in FIG. 1, in the converter operating method by the method of reusing decarburized slag, when producing molten steel by blowing blast furnace hot metal subjected to desulfurization treatment, the first step described below The sixth step is repeated in order. In the following description, it is assumed that the charge of interest is the nth charge (n is a natural number), and the next charge is the (n + 1) th charge.
ｎチャージ目の第１工程では、例えば、鉄スクラップ１２０が装入された転炉１０に、溶銑鍋２０から脱硫処理を施した溶銑１１０を装入する。使用される転炉１０としては、現在では、上底吹き転炉が一般的である。 In the first step of the n-th charge, for example, the molten iron 110 subjected to the desulfurization process from the hot metal ladle 20 is charged into the converter 10 in which the iron scrap 120 is charged. As the converter 10 to be used, an upper-bottom converter is generally used.
ｎチャージ目の第２工程では、溶銑１１０が装入された転炉１０内にＣａＯ等のフラックスを添加し、生成するスラグ１３０を目標塩基度（例えば、塩基度２以下）になる様にして、上吹きランス３０等から酸素または空気を吹き込みながら例えば、３〜８分程度で脱珪・脱燐処理（溶銑予備処理）を行う（Ｂｌｏｗ１）。この溶銑予備処理により、溶銑１１０中の珪素（以下、単にＳｉとも称す）はスラグ１３０中に除去されるが、燐（以下、単にＰとも称す）の一部は溶銑１１０中に残留する。 In the second step of the n-th charge, a flux such as CaO is added into the converter 10 charged with the hot metal 110 so that the generated slag 130 has a target basicity (for example, a basicity of 2 or less). Then, while blowing oxygen or air from the top blowing lance 30 or the like, for example, about 3 to 8 minutes, desiliconization / phosphorus removal treatment (hot metal preliminary treatment) is performed (Blow 1). By this hot metal preliminary treatment, silicon (hereinafter also simply referred to as Si) in the hot metal 110 is removed in the slag 130, but a part of phosphorus (hereinafter also simply referred to as P) remains in the hot metal 110.
第３工程（ｎチャージ目）では、上記第２工程の溶銑予備処理により生成したスラグ１３０の３０〜８０質量％程度を、転炉１０から、台車５０に設置された排滓鍋４０等に排出する（中間排滓）。例えば、この台車５０にはロードセル方式の秤量器１４０を設置し、中間排滓時の排出スラグ量を計測し、更に、このスラグのＣａＯ濃度を発光分光分析により迅速に測定し、それぞれの値を用いて第４工程への持ち越しＣａＯ量を算出することによって、次の第４工程におけるＣａＯ投入必要量を算出する。ロードセル方式の秤量器１４０を台車内に設置するに際しては、熱、物理的衝撃のある過酷な使用環境を鑑みて、電気品への熱負荷を軽減する目的で図１に示す様に耐火物１５０によって台車の外周を覆い、また連続チャージで測定を行う必要のある操業の性格上、ロードセルも例えば８本構造など複数本で構成することが測定精度の点で望ましい。 In the third step (n-th charge), about 30 to 80% by mass of the slag 130 generated by the hot metal preliminary treatment in the second step is discharged from the converter 10 to the discharge pan 40 or the like installed in the cart 50. Do (intermediate exclusion). For example, a load cell type weighing device 140 is installed in the cart 50 to measure the amount of discharged slag at the time of intermediate evacuation, and further, the CaO concentration of this slag is quickly measured by emission spectroscopic analysis. By using the calculated amount of CaO carried over to the fourth step, the required amount of CaO input in the next fourth step is calculated. When installing the load cell type weighing instrument 140 in the carriage, in view of the severe use environment with heat and physical impact, the refractory 150 as shown in FIG. From the viewpoint of measurement accuracy, it is desirable that the load cell is composed of a plurality of, for example, eight structures because of the nature of the operation that covers the outer periphery of the carriage and needs to perform measurement by continuous charge.
尚、溶銑予備処理後のスラグ量に対する中間排滓時に排出したスラグ量の比を「排滓率（質量％）」という場合がある。 The ratio of the amount of slag discharged at the time of intermediate discharge to the amount of slag after the hot metal pretreatment may be referred to as “rejection rate (mass%)”.
第４工程（ｎチャージ目）では、転炉１０内にＣａＯを新たに添加し、溶鋼１１０中のＣ濃度が所望の濃度となるように、所定の温度（例えば、１６００〜１７００℃）で、上吹きランス３０及び底吹ノズル（図示せず）から酸素を吹き込みながら、脱炭吹錬を行う（Ｂｌｏｗ２）。この際、溶鋼１１０中の燐濃度が所望の濃度（例えば、０．０１〜０．０３質量％程度）となるように、ＣａＯ等のフラックスを転炉１０に添加して仕上げ脱燐も行う。 In the fourth step (nth charge), CaO is newly added to the converter 10 and at a predetermined temperature (for example, 1600 to 1700 ° C.) so that the C concentration in the molten steel 110 becomes a desired concentration. Decarburization blowing is performed while blowing oxygen from the top blowing lance 30 and the bottom blowing nozzle (not shown) (Blow 2). At this time, final dephosphorization is also performed by adding a flux such as CaO to the converter 10 so that the phosphorus concentration in the molten steel 110 becomes a desired concentration (for example, about 0.01 to 0.03 mass%).
ここで、上記第３工程で残留したスラグ１３０中の燐分（主にＰ２Ｏ５として存在）が、脱炭吹錬中に溶鋼１１０に復燐するのを防止するために、第３工程で残留するスラグ１３０の量を低下、すなわち、中間排滓時のスラグ１３０の排滓量を増加させることで、スラグから溶鋼へ復燐する燐の量が減るので、ＣａＯ等のフラックスの添加量を低減することが可能となる。 Here, in order to prevent the phosphorus content (mainly present as P 2 O 5 ) in the slag 130 remaining in the third step from returning to the molten steel 110 during the decarburization blowing, the third step The amount of slag 130 remaining at the bottom is reduced, that is, the amount of phosphorus recovered from the slag to the molten steel is reduced by increasing the amount of slag 130 discharged during intermediate evacuation. Can be reduced.
第５工程（ｎチャージ目）では、第４工程の脱炭吹錬で生成した脱炭スラグ１３０を転炉１０内に残留する様に転炉１０を傾動させて溶鋼１１０の出鋼を行う。 In the fifth step (nth charge), the converter 10 is tilted so that the decarburized slag 130 generated by the decarburization blowing in the fourth step remains in the converter 10 and the molten steel 110 is discharged.
第６工程（ｎチャージ目）では、炉内に脱炭スラグ１３０が残っているまま第５工程で傾動させた転炉１０を正立させた後、鉄スクラップ１２０を転炉１０に装入する。 In the sixth step (nth charge), after the converter 10 tilted in the fifth step is left upright while the decarburized slag 130 remains in the furnace, the iron scrap 120 is charged into the converter 10. .
このようにしてスクラップ１２０を装入した後に、再び第１工程（（ｎ＋１）チャージ目）に戻って、溶銑１１０を装入し、前記ｎチャージ目の第４工程で生成したスラグ１３０の全量を、（ｎ＋１）チャージ目の第２工程における脱珪・脱燐用のフラックスとして再利用する。第４工程の脱炭スラグは、脱燐吹錬の条件においては更なる脱燐能を有していることから、脱燐吹錬時に使用するＣａＯ等のフラックスの量を削減することができる。 After the scrap 120 is charged in this way, the process returns to the first step ((n + 1) charge) again, the molten iron 110 is charged, and the total amount of the slag 130 generated in the fourth step of the n charge is reduced. , (N + 1) is reused as a flux for desiliconization / dephosphorization in the second step of the charge. Since the decarburization slag in the fourth step has further dephosphorization ability under the dephosphorization blowing conditions, the amount of flux such as CaO used at the dephosphorization blowing can be reduced.
ここで、本発明者等は上記ｎチャージ目の第４工程のみでＣａＯを添加する（本発明）場合と、ｎチャージ目の第４工程とｎ＋１チャージ目の第２工程の両方でＣａＯを添加する場合において、中間排滓時に於けるスラグ中の未滓化ＣａＯ分の含有状態について実験検討を行った。そして、その結果を図２に示す。 Here, the present inventors added CaO only in the fourth step of the n-th charge (invention) and in both the fourth step of the n-charge and the second step of the n + 1 charge. In this case, an experimental study was conducted on the content of undehydrated CaO content in the slag during intermediate drainage. The result is shown in FIG.
なお、図２は縦軸に未滓化ＣａＯ分の含有率（質量％）をとり、横軸に塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２）をとったものである。また、図中の点線は、ｎチャージ目の第４工程である脱炭吹錬工程とｎ＋１チャージ目の第４工程である脱珪／燐吹錬工程の両方でＣａＯの添加（新たなＣａＯを添加）した場合を示す。また。実線は、１チャージ目の第４工程のみでＣａＯの添加（新たなＣａＯの添加なし）した場合（本発明）を示すものである。この際に於ける溶銑中のＳｉは５０×０．０１質量％で一定であり、脱珪／燐吹錬時に新たにＣａＯを添加した水準では、全ＣａＯ装入量の２０質量％に相当する量を新たなＣａＯで添加し、残りは第６工程からの推定持ち越しＣａＯを使用している。 In FIG. 2, the vertical axis represents the content (mass%) of the undehydrated CaO content, and the horizontal axis represents the basicity (CaO / SiO 2 ). In addition, the dotted line in the figure indicates the addition of CaO (new CaO is added in both the decarburization blowing process, which is the fourth process of the n charge, and the desiliconization / phosphorus blowing process, which is the fourth process of the n + 1 charge). Addition) is shown. Also. The solid line shows the case (invention) where CaO is added (without the addition of new CaO) only in the fourth step of the first charge. In this case, Si in the hot metal is constant at 50 × 0.01% by mass, which corresponds to 20% by mass of the total amount of CaO charged when CaO is newly added during desiliconization / phosphorus blowing. The amount is added with fresh CaO, the rest using the estimated carryover CaO from the sixth step.
この図２から判る様に、脱珪／脱燐吹錬時に通常必要条件とされる１．０〜２．０の塩基度の範囲内においては、実線の脱珪／脱燐吹錬時に新たなＣａＯの添加が無い場合には、いずれの塩基度でも未滓化ＣａＯ分が１質量％未満と低く、スラグの品質が優れることがわかった。一方、脱珪／燐吹錬時に新たにＣａＯを添加した場合には、スラグ中の未滓化ＣａＯ分が１質量％を超えて高く、スラグの品質が低下することがわかった。これらの結果から、脱珪／燐吹錬時に、新たにＣａＯを添加しないようにすることで、脱燐スラグ中の未滓化ＣａＯを低減することができ、これにより、スラグの品質を向上させることができることが判明した。 As can be seen from FIG. 2, in the range of basicity of 1.0 to 2.0, which is normally required at the time of desiliconization / dephosphorization, a new line is added at the time of solid desiliconization / dephosphorization. In the absence of addition of CaO, it was found that the uncooked CaO content was as low as less than 1% by mass at any basicity and the slag quality was excellent. On the other hand, when CaO was newly added at the time of desiliconization / phosphorus blowing, it was found that the undehydrated CaO content in the slag was higher than 1% by mass and the quality of the slag was lowered. From these results, it is possible to reduce un-deoxidized CaO in the dephosphorized slag by not adding new CaO during desiliconization / phosphorus blowing, thereby improving the quality of the slag. It turns out that you can.
次に、図３〜図５に基づき、本発明の第１及び第２の実施形態に係る転炉の精錬方法を説明する。なお、図３は、第３工程の中間排滓時におけるスラグ排滓率（質量％）と第４工程おける脱炭吹錬（Ｂｌｏｗ２）時におけるＣａＯ添加量（ｋｇ／ｔ−Ｓｔｅｅｌ）との関係の一例を示すグラフであり、横軸がスラグ排滓率（質量％）、縦軸が脱炭吹錬時におけるＣａＯ添加量（ｋｇ／ｔ−Ｓｔｅｅｌ）である。また、図４は、本発明の第１の実施形態に係る転炉の精錬方法のフローを示す説明図である。また、図５は、本発明の第２の実施形態に係る転炉の精錬方法のフローを示す説明図である。 Next, a refining method for a converter according to the first and second embodiments of the present invention will be described with reference to FIGS. In addition, FIG. 3 shows the relationship between the slag rejection rate (mass%) at the intermediate rejection in the third step and the CaO addition amount (kg / t-Steel) at the decarburization blowing (Blow 2) in the fourth step. The horizontal axis is the slag removal rate (mass%), and the vertical axis is the CaO addition amount (kg / t-Steel) during decarburization blowing. Moreover, FIG. 4 is explanatory drawing which shows the flow of the refining method of the converter which concerns on the 1st Embodiment of this invention. FIG. 5 is an explanatory diagram showing a flow of a refining method for a converter according to the second embodiment of the present invention.
ここで、図３における実験条件は以下のようにして行った。すなわち、ｎチャージ目の第４工程においては、目標Ｐ濃度を２０×０．００１質量％、同工程における吹止燐分配を８６、同工程における処理後のＣａＯ濃度を４７質量％、（ｎ＋１）チャージ目における第２工程の目標塩基度を１．４、溶銑中のＳｉ濃度を４１×０．０１質量％として行った。また、第２工程から第４工程までに持ち越されたＣａＯ量及び燐量は排滓率により変動し、リサイクルしたＳｉＯ２量が３．７ｋｇ／ｔ、第４工程で添加した分を除いたリサイクルしたＣａＯ量が１ｋｇ／ｔであった。ここで、吹止燐分配とはスラグ中の燐濃度を溶鋼中燐濃度で除した濃度比を意味する。 Here, the experimental conditions in FIG. 3 were performed as follows. That is, in the fourth step of the n-th charge, the target P concentration is 20 × 0.001% by mass, the blown phosphorus distribution in the same step is 86, the CaO concentration after treatment in the same step is 47% by mass, (n + 1) The target basicity of the second step at the charge stage was 1.4, and the Si concentration in the hot metal was 41 × 0.01 mass%. In addition, the amount of CaO and phosphorus carried over from the second step to the fourth step fluctuate depending on the rejection rate, the recycled SiO 2 amount is 3.7 kg / t, and the recycling is performed excluding the amount added in the fourth step. The amount of CaO was 1 kg / t. Here, blown phosphorus distribution means a concentration ratio obtained by dividing the phosphorus concentration in the slag by the phosphorus concentration in the molten steel.
（第１の実施形態に係る転炉の精錬方法）
上述したような脱炭スラグを再利用する方法において、脱珪や脱燐用のフラックスとして用いられるＣａＯは、一般的には、以下のようにして転炉に添加している。すなわち、ｎチャージ目の第３工程における中間排滓時のスラグの排滓率を例えば７０質量％とすると、図３のプロット［１］からｎチャージ目の第４工程においては、仕上げ脱燐に必要な分のＣａＯ量（約１５．７ｋｇ／ｔ）の添加となる。しかし、このｎチャージ目の第４工程で生成されたスラグ中のＣａＯは塩基度として、（ｎ＋１）チャージ目の第２工程において、脱珪用としても必要であることから、前記ｎチャージ目の第３工程で添加されるＣａＯ量のみでは、（ｎ＋１）チャージ目の第２工程における脱珪・脱燐で必要とされる塩基度に達しないことから、図３のプロット［２］で示す（ｎ＋１）チャージ目の第２工程で必要なＣａＯ量（約１６．５ｋｇ／ｔ）に達するように、その不足のＣａＯ量（０．８ｋｇ／ｔ）を新たに添加する必要がある。
(Method for refining a converter according to the first embodiment)
In the method of reusing decarburized slag as described above, CaO used as a flux for desiliconization or dephosphorization is generally added to a converter as follows. That is, assuming that the slag rejection rate during the intermediate rejection in the third step of the n charge is 70% by mass, for example, from the plot [1] in FIG. The required amount of CaO (about 15.7 kg / t) is added. However, since CaO in the slag generated in the fourth step of the n-th charge is necessary for desiliconization in the second step of the (n + 1) -th charge as the basicity, Since only the amount of CaO added in the third step does not reach the basicity required for the desiliconization / dephosphorization in the second step of the (n + 1) charge, it is shown by plot [2] in FIG. It is necessary to newly add the insufficient amount of CaO (0.8 kg / t) so as to reach the amount of CaO necessary for the second step of the (n + 1) charge (about 16.5 kg / t).
しかし、このような操業では、第２工程の脱珪・脱燐が短時間で行われるため、新たに添加したＣａＯがスラグ中に完全に溶解せず、未滓化ＣａＯとしてスラグ中に残存してしまう。すると、この未滓化ＣａＯが水和反応を起こしてスラグが体積膨張し、スラグの品質が低下してしまう。 However, in such an operation, since the desiliconization / dephosphorization in the second step is performed in a short time, the newly added CaO is not completely dissolved in the slag and remains in the slag as undehydrated CaO. End up. As a result, the undehydrated CaO undergoes a hydration reaction, and the slag expands in volume, resulting in a deterioration in the quality of the slag.
そこで、本発明の第１の実施形態に係る転炉の精錬方法においては、図４に示すように、（ｎ＋１）チャージ目の溶銑中のＳｉ濃度や目標とする塩基度等の条件を考慮し、（ｎ＋１）チャージ目の第２工程で必要となることが予想されるＣａＯの量を予め算出しておき、算出された量のＣａＯを、ｎチャージ目の第４工程で必要な量のＣａＯと併せて同時に添加している。 Therefore, in the converter refining method according to the first embodiment of the present invention, as shown in FIG. 4, the conditions such as the Si concentration in the hot metal of the (n + 1) charge and the target basicity are taken into consideration. The amount of CaO expected to be required in the second step of the (n + 1) charge is calculated in advance, and the calculated amount of CaO is converted into the amount of CaO required in the fourth step of the n charge. Are added at the same time.
ここで、ＣａＯ量の算出方法の具体例について説明する。本実施形態に係る転炉の精錬方法においては、例えば、ｎチャージ目の第４工程におけるＣａＯの添加量は、下記（Ｉ）式または（ＩＩ）式で計算されるＣａＯ量のうち多い方のＣａＯ量とすることができる。
ＷＰ，ＣａＯ ＝ １０００／Ｌｐ＜ｎ＞×（Ｂ２［Ｐ］ｉ＜ｎ＞／目標［Ｐ］ｆ＜ｎ＞＋１）×（％ＣａＯ）Ｂ２＜ｎ＞−ＲＢ１，ＣａＯ＜ｎ＞ ・・・（Ｉ）
ＷＳｉ，ＣａＯ ＝ （ＨＭ［Ｓｉ］＜ｎ＋１＞×６０／２８×１０＋ＲＳｉＯ２＜ｎ＞）×（Ｂ１Ｃ／Ｓ＜ｎ＋１＞）−Ｒ’ＣａＯ＜ｎ＞ ・・・（ＩＩ）
ただし、
ＷＰ，ＣａＯ：ｎチャージ目の第４工程で、脱燐に必要なＣａＯ量
Ｌｐ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第４工程における推定燐分配
Ｂ２［Ｐ］ｉ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第４工程に持ち越される燐濃度（溶鉄中の燐濃度に換算した値）
目標［Ｐ］ｆ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第４工程処理後の目標燐濃度
（％ＣａＯ）Ｂ２＜ｎ＞：ｎチャージ目の第４工程処理後のスラグ中のＣａＯの推定濃度
ＲＢ１，ＣａＯ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第２工程から、第３工程を経て、第４工程に持ち越されるＣａＯ量
ＷＳｉ，ＣａＯ：（ｎ＋１）チャージ目の第２工程で塩基度目標値を確保するために必要な、ｎチャージ目の第４工程で添加すべきＣａＯ量
ＨＭ［Ｓｉ］＜ｎ＋１＞：（ｎ＋１）チャージ目で転炉に装入する溶銑中のＳｉの濃度
ＲＳｉＯ２＜ｎ＞：ｎチャージ目から、（ｎ＋１）チャージ目へリサイクルされるＳｉＯ２量
Ｂ１Ｃ／Ｓ＜ｎ＋１＞：（ｎ＋１）チャージ目の第２工程での塩基度目標値
Ｒ’ＣａＯ＜ｎ＞：ｎチャージ目から、（ｎ＋１）チャージ目へリサイクルされるＣａＯ量のうち、ｎチャージ目の第４工程で添加する分を除いたＣａＯ量
Here, a specific example of a method for calculating the CaO amount will be described. In the refining method for a converter according to the present embodiment, for example, the amount of CaO added in the fourth step of the n-th charge is the larger of the CaO amounts calculated by the following formula (I) or (II): It can be the amount of CaO.
WP, CaO = 1000 / Lp <n> * (B2 [P] i <n> / target [P] f <n> +1) * (% CaO) B2 <n> -RB1, CaO <n> (I)
WSi, CaO = (HM [Si] <n + 1> × 60/28 × 10 + RSiO 2 <n>) × (B1C / S <n + 1>) − R′CaO <n> (II)
However,
WP, CaO: amount of CaO necessary for dephosphorization in the fourth step of the n-th charge Lp <n>: estimated phosphorus distribution in the fourth step of the n-th charge B2 [P] i <n>: first step of the n-th charge Phosphorus concentration carried over to 4 processes (value converted to phosphorus concentration in molten iron)
Target [P] f <n>: target phosphorus concentration (% CaO) B2 <n> after the n-th charge fourth step treatment: estimated concentration of CaO in the slag after the n-th charge fourth step treatment RB1, CaO <n>: The amount of CaO carried over from the second step of the n-th charge to the fourth step through the third step WSi, CaO: to secure the basicity target value in the second step of the (n + 1) charge Of CaO to be added in the fourth step of the nth charge HM [Si] <n + 1>: (n + 1) concentration of Si in the hot metal charged in the converter at the chargeth RSiO2 <n>: n charge SiO2 amount recycled from the first to the (n + 1) th charge B1C / S <n + 1>: (n + 1) Basicity target value in the second step of the charge R′CaO <n>: From the nth charge, (n + 1) ) Recycled to charge Of the amount of CaO, CaO amount excluding the amount to be added by n charge th fourth step
尚、ＲＢ１，ＣａＯ＜ｎ＞は、ｎチャージ目の前記溶銑予備処理工程と、ｎ−１チャージ目の前記脱炭処理工程終了後の実測スラグ成分値と、これを基に予め計算される炉内スラグ量と、受滓台車に取り付けた秤量器を用いて計測したｎチャージ目の中間排滓量と、から計算されるｎチャージ目の脱炭工程に持ち越されるＣａＯ量を使用する。秤量は、例えば、台車に取り付けたロードセルを用いて行なわれ、その秤量値は測定と同時に外部に送信され、計算に反映される情報となるものとする。また、スラグ成分分析は、例えば、スラグ採取用コイルを巻きつけたサブランスによって行われ、採取後速やかに発光分析に供される。これらの両者をその場で、あるいは迅速に測定することでスラグ組成の制御性が極めて高いものとなり、その結果、未反応生石灰（未滓化ＣａＯ）を低減することが可能となる。 Note that RB1, CaO <n> is a furnace that is calculated in advance based on the hot metal preliminary treatment process at the nth charge and the measured slag component value after completion of the decarburization process at the n-1th charge. The amount of CaO carried over to the n-th charge decarburization step calculated from the inner slag amount and the intermediate charge amount of the n-th charge measured using a weighing instrument attached to the receiving cart is used. The weighing is performed using, for example, a load cell attached to the carriage, and the weighing value is transmitted to the outside simultaneously with the measurement and becomes information reflected in the calculation. In addition, the slag component analysis is performed by, for example, a sub lance around which a slag collection coil is wound, and is subjected to emission analysis immediately after collection. By measuring both of these in situ or rapidly, the controllability of the slag composition becomes extremely high, and as a result, unreacted quicklime (undehydrated CaO) can be reduced.
具体的には、以下のマスバランス式により算出される。
ＲＢ１ＣａＯ＜ｎ＞＝（％ＣａＯ）Ｂ１＜ｎ＞×（Ｗｓ，Ｂ１＜ｎ＞−中間排滓量＜ｎ＞）
ここで、
Ｗｓ，Ｂ１＜ｎ＞：ｎチャージ目のＢ１炉内スラグ量
中間排滓量＜ｎ＞：ｎチャージ目の実測排滓スラグ量
Specifically, it is calculated by the following mass balance equation.
RB1CaO <n> = (% CaO) B1 <n> × (Ws, B1 <n> −intermediate excretion amount <n>)
here,
Ws, B1 <n>: B1 in-furnace slag amount at the n-th charge Intermediate waste amount <n>: Measured waste slag amount at the n-th charge
ただし、Ｗｓ，Ｂ１＜ｎ＞は以下の連立方程式（ＩＩＩ）−Ｉ，ＩＩの解として得られる。
・Ｗｓ，Ｂ２＜ｎ−１＞×（％ＣａＯ）Ｂ２＜ｎ−１＞＝ＷｓＢ１＜ｎ＞×（％ＣａＯ）Ｂ１＜ｎ＞ ・・・（ＩＩＩ）−Ｉ
・Ｗｓ，Ｂ２＜ｎ−１＞×（％ＳｉＯ２）Ｂ２＜ｎ−１＞＋ＨＭ［Ｓｉ］×６０／２８＝ＷｓＢ１＜ｎ＞ ×（％ＣａＯ）Ｂ１＜ｎ＞ ・・・（ＩＩＩ）−ＩＩ
However, Ws, B1 <n> is obtained as a solution of the following simultaneous equations (III) -I, II.
Ws, B2 <n-1> * (% CaO) B2 <n-1> = WsB1 <n> * (% CaO) B1 <n> (III) -I
Ws, B2 <n-1> * (% SiO2) B2 <n-1> + HM [Si] * 60/28 = WsB1 <n> * (% CaO) B1 <n> (III) -II
前記のスラグ成分分析値をもとに連立方程式（ＩＩＩ）−Ｉ、ＩＩを解くことにより、前記溶銑予備処理工程におけるスラグボリュームは当該工程におけるスラグ分析値が判明した時点で自動的に決定される。また同時に、（ｎ−１）チャージ目の前記脱炭処理工程におけるスラグボリュームも判明する。 By solving the simultaneous equations (III) -I and II based on the slag component analysis value, the slag volume in the hot metal pretreatment process is automatically determined when the slag analysis value in the process is found. . At the same time, the slag volume in the decarburization process at the (n-1) th charge is also found.
図３の例では、排滓率を７０質量％としたので、ｎチャージ目の第４工程に先立って［２］のＣａＯ量を添加することになる。これにより、ｎチャージ目の第４工程と（ｎ＋１）チャージ目の第２工程で転炉内に装入されるＣａＯの合計量を変化させることなく、（ｎ＋１）チャージ目の第２工程では新たにＣａＯを添加しないようにすることができる。すなわち、本実施形態に係る転炉の精錬方法では、ｎチャージ目の第４工程における脱炭吹錬では、該脱炭吹錬で生成されたスラグ中に含まれるＣａＯ量が（ｎ＋１）チャージ目の第２工程における溶銑予備処理工程で使用するＣａＯ量を確保可能なように、ＣａＯの添加量を予め決定しておき、決定された量のＣａＯをｎチャージ目の第４工程で添加するものである。 In the example of FIG. 3, since the rejection rate is 70% by mass, the amount of CaO of [2] is added prior to the fourth step of the n-th charge. Thus, the total amount of CaO charged in the converter is not changed in the fourth step of the nth charge and the second step of the (n + 1) th charge, and the second step of the (n + 1) th charge is newly changed. It is possible to prevent CaO from being added. That is, in the converter refining method according to the present embodiment, in the decarburization blowing in the fourth step of the n-th charge, the amount of CaO contained in the slag generated by the decarburization blowing is the (n + 1) th charge. The amount of CaO added is determined in advance so that the amount of CaO used in the hot metal preliminary treatment step in the second step can be secured, and the determined amount of CaO is added in the fourth step of the n charge It is.
次に、図４に基づいて、本実施形態に係る転炉の精錬方法について、より具体的に説明する。まず、具体的な説明をする前に、図４で用いられている略号について説明する。「ＢＩ」、「ＢＩＩ」は、Ｂｌｏｗ１（脱珪・脱燐吹錬）、Ｂｌｏｗ２（脱炭吹錬）のことを意味する。「Ｗ１ＣａＯ」「Ｗ２ＣａＯ」は、それぞれ、Ｂｌｏｗ１（脱珪・脱燐吹錬）で添加されるＣａＯ量、Ｂｌｏｗ２（脱炭吹錬）で添加されるＣａＯ量を示す。ＨＭ［Ｓｉ］は溶銑中のＳｉ濃度を指し、Ｃ／Ｓは塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２）を指し、［Ｐ］ｆは吹錬終了時における溶鋼中のＰ濃度の目標値を指す。また、〈１〉〜〈４〉は、１チャージ（ｎチャージ）目、２チャージ（ｎ＋１チャージ）目、３チャージ（ｎ＋２チャージ）目、４チャージ（ｎ＋３チャージ）目であることを示す。 Next, the converter refining method according to the present embodiment will be described more specifically based on FIG. First, before giving a specific description, the abbreviations used in FIG. 4 will be described. “BI” and “BII” mean Blow 1 (desiliconization / dephosphorization blowing) and Blow 2 (decarburization blowing). “W1CaO” and “W2CaO” indicate the amount of CaO added by Blow 1 (desiliconization / dephosphorization blowing) and the amount of CaO added by Blow 2 (decarburization blowing), respectively. HM [Si] indicates the Si concentration in the hot metal, C / S indicates the basicity (CaO / SiO 2 ), and [P] f indicates the target value of the P concentration in the molten steel at the end of blowing. <1> to <4> indicate the 1st charge (n charge), 2nd charge (n + 1 charge), 3rd charge (n + 2 charge), 4th charge (n + 3 charge).
ｎチャージ目の脱珪・脱燐吹錬（ＢＩ）を開始する際には、ｎチャージ目の脱珪・脱燐吹錬に必要な量のＣａＯが添加するアクションがなされる（Ｗ１ＣａＯ〈１〉）。この脱珪・脱燐吹錬の結果、その実績が判明情報として得られ、また、この時点で（ｎ＋１）チャージ目の高炉溶銑中のＳｉ濃度（ＨＭ［Ｓｉ］〈２〉）も判明情報として得られていることから、これらの情報と、（ｎ＋１）チャージ目の脱珪・脱燐吹錬で目標とするスラグの塩基度（ＢＩＣ／Ｓ〈２〉）の情報等から、（ｎ＋１）チャージ目の脱珪・脱燐吹錬で必要なＣａＯ量も含めたｎチャージ目の脱炭吹錬で添加するＣａＯの量（次ｃｈ必要Ｗ２ＣａＯ〈１〉）を算出する。この計算は、ともに中間排滓の前に行われる。 When desiliconization / dephosphorization blowing (BI) at the n-th charge is started, an action of adding an amount of CaO necessary for desiliconization / dephosphorization blowing at the n-th charge is performed (W1CaO <1>). ). As a result of this desiliconization and dephosphorization, the actual results are obtained as clarification information, and at this point, the Si concentration (HM [Si] <2>) in the blast furnace hot metal at the (n + 1) charge is also clarification information. From this information, and (n + 1) charge from (n + 1) charge slag basicity (BIC / S <2>), etc. The amount of CaO to be added by decarburization blowing of the n-th charge including the amount of CaO necessary for desiliconization / dephosphorization blowing of the eye (next channel required W2CaO <1>) is calculated. Both of these calculations are performed before intermediate rejection.
次に、ｎチャージ目の中間排滓が行われる。この中間排滓により、ｎチャージ目の排滓率（排滓率〈１〉）の情報が判明する。 Next, the intermediate charge of the nth charge is performed. By this intermediate rejection, information on the rejection rate (rejection rate <1>) of the nth charge is found.
中間排滓終了後、脱炭吹錬（ＢＩＩ）が開始されるが、このとき添加されるＣａＯ量は、上述したようにして算出された（ｎ＋１）チャージＢＩの必要Ｗ２ＣａＯ〈１〉と、脱炭吹錬（ＢＩＩ）での脱燐を担保するために必要なＣａＯ量（ｎチャージ必要Ｗ２ＣａＯ〈１〉）とから決定することができる。即ち、この脱炭吹錬（ＢＩＩ）終了後、生成された脱炭スラグは炉内でリサイクルすることから、ｎチャージ目のＣａＯ添加時に、（ｎ＋１）チャージ目の第２工程での脱珪・脱燐に再利用するスラグ量（リサイクル量）及びそのスラグの成分の情報が判明する。 Decarburization blowing (BII) is started after the end of the intermediate waste, and the amount of CaO added at this time is the (n + 1) charge BI required W2CaO <1> calculated as described above, and decarburization. It can be determined from the amount of CaO necessary to ensure dephosphorization in charcoal blowing (BII) (n charge required W2CaO <1>). That is, after the decarburization blowing (BII) is completed, the generated decarburized slag is recycled in the furnace, and therefore, when the n-charged CaO is added, the desiliconization and the second step of the (n + 1) -th charge are performed. Information on the amount of slag to be reused for dephosphorization (recycled amount) and the components of the slag is found.
次いで、このｎチャージ目の脱炭スラグを再利用して、（ｎ＋１）チャージ目の脱珪・脱燐吹錬（ＢＩ）が開始される。このときに必要なＣａＯ量は、すでに、ｎチャージ目の脱炭吹錬の際に添加されているので、（ｎ＋１）チャージ目の脱珪・脱燐吹錬時で添加するＣａＯ量（Ｗ１ＣａＯ〈２〉）をゼロとすることができる。また、この時点で、（ｎ＋１）チャージ目の脱珪・脱燐吹錬の実績、（ｎ＋２）チャージ目の高炉溶銑中のＳｉ濃度（ＨＭ［Ｓｉ］〈３〉）、及び（ｎ＋２）チャージ目の脱珪・脱燐吹錬目標とするスラグの塩基度（ＢＩＣ／Ｓ〈３〉）の情報等から、（ｎ＋２）チャージ目の脱珪・脱燐吹錬で必要なＣａＯ量も含めた（ｎ＋１）チャージ目の脱炭吹錬で添加するＣａＯの量（次ｃｈ必要Ｗ２ＣａＯ〈２〉）を算出することはｎチャージ目の場合と同様である。このようにして、脱珪・脱燐処理（第２工程）〜リサイクル（第６工程）までを繰り返す。 Next, decarburization slag of the nth charge is reused, and desiliconization / dephosphorization blowing (BI) of the (n + 1) th charge is started. The amount of CaO necessary at this time has already been added at the time of decarburization blowing of the nth charge, so the amount of CaO added at the time of desiliconization / dephosphorization blowing of the (n + 1) th charge (W1CaO < 2>) can be zero. In addition, at this point, (n + 1) charge desiliconization / dephosphorization blowing, (n + 2) Si concentration in the blast furnace hot metal (HM [Si] <3>), and (n + 2) charge From the information of slag basicity (BIC / S <3>), which is the target for desiliconization and dephosphorization, included the amount of CaO required for desiliconization and dephosphorization blowing of (n + 2) charge ( n + 1) Calculating the amount of CaO to be added by decarburization blowing of the charge (next channel required W2CaO <2>) is the same as in the case of the nth charge. In this way, the steps from desiliconization / phosphorization (second step) to recycling (sixth step) are repeated.
このように、従来とは異なり、長時間を要する第４工程の脱炭吹錬時からＣａＯを添加しておくことにより、転炉に添加されたＣａＯをスラグ中に溶解させることができ、（ｎ＋１）チャージ目の第２工程時には、スラグ中に溶解したＣａＯを用いて脱珪・脱燐処理を行うことができ、未滓化ＣａＯの発生を抑制することができる。 Thus, unlike the conventional case, CaO added to the converter can be dissolved in the slag by adding CaO from the time of decarburization blowing in the fourth step, which takes a long time. In the second step of the (n + 1) th charge, desiliconization / dephosphorization treatment can be performed using CaO dissolved in the slag, and generation of undenitrated CaO can be suppressed.
（第２の実施形態に係る転炉の精錬方法）
ただし、上記のような操業は、（ｎ＋１）チャージ目の第２工程で新たにＣａＯを添加する必要がなく、未滓化ＣａＯの発生を抑制できる点では優れているが、ｎチャージ目の第４工程で添加されるＣａＯの量は、該第４工程における脱燐処理に対しては、過剰に添加されていることとなり、過脱燐となり過剰な生石灰量を使用している可能性がある。
(Method for refining a converter according to the second embodiment)
However, the operation as described above is excellent in that it is not necessary to newly add CaO in the second step of the (n + 1) th charge and the generation of undeoxidized CaO can be suppressed. The amount of CaO added in the four steps is excessively added to the dephosphorization treatment in the fourth step, and there is a possibility that excessive decalcification occurs due to excessive dephosphorization. .
そこで、本発明の第２の実施形態に係る転炉の精錬方法においては、（ｎ＋１）チャージ目の第２工程における溶銑予備処理（脱珪・脱燐）に必要なＣａＯ量とｎチャージ目の第４工程における仕上げ脱燐に必要なＣａＯ量とが等しくなるように、ｎチャージ目の第３工程における中間排滓のスラグ排滓率を決定している。図３の例では、同図の［３］に示すように、ｎチャージ目の第３工程における中間排滓のスラグ排滓率を、（ｎ＋１）チャージ目の第２工程における脱珪・脱燐に必要なＣａＯ量とｎチャージ目の第４工程における脱燐に必要なＣａＯ量とが一致する条件を満たすスラグ排滓率である５５質量％としている。これにより、ｎチャージ目の第４工程においても仕上げ脱燐に必要なＣａＯ量と一致するので、過脱燐が起こることがなく、従って生石灰使用量も過剰なく適正といえる。 Therefore, in the converter refining method according to the second embodiment of the present invention, the amount of CaO required for the hot metal pretreatment (desiliconization / dephosphorization) in the second step of (n + 1) charge and the nth charge. The slag rejection rate of the intermediate rejection in the third step of the n-th charge is determined so that the amount of CaO necessary for the final dephosphorization in the fourth step becomes equal. In the example of FIG. 3, as shown in [3] of the same figure, the slag rejection rate of the intermediate rejection in the third step of the n charge is the desiliconization / dephosphorization rate in the second step of the (n + 1) charge. The slag rejection rate is 55% by mass, which satisfies the condition that the amount of CaO necessary for the desorption and the amount of CaO necessary for dephosphorization in the fourth step of the n-th charge are the same. Thereby, even in the fourth step of the n-th charge, the amount of CaO required for the final dephosphorization is the same, so that excessive dephosphorization does not occur, and therefore the amount of quicklime used is not excessive and appropriate.
また、このように、中間排滓のスラグ排滓率を決定することで、通常は、上述した第１の実施形態の場合よりも排滓率が低下する、すなわち、スラグの排出量が少なくなるため、第３工程における中間排滓時間も短縮することができる。すなわち、本実施形態に係る転炉の精錬方法によれば、ｎチャージ目の第４工程と（ｎ＋１）チャージ目の第２工程で転炉内に装入されるＣａＯの合計量を変化させることなく、未滓化ＣａＯの発生を抑制しつつ、さらに、排滓率の低下により、中間排滓時間も大きく短縮することができる。 Further, by determining the slag evacuation rate of the intermediate evacuation in this manner, the evacuation rate is usually lower than that in the case of the first embodiment described above, that is, the slag discharge amount is reduced. Therefore, the intermediate elimination time in the third step can also be shortened. That is, according to the refining method for a converter according to the present embodiment, the total amount of CaO charged into the converter is changed in the fourth step of the n charge and the second step of the (n + 1) charge. In addition, while suppressing the generation of undehydrated CaO, the intermediate evacuation time can be greatly shortened due to the decrease in the evacuation rate.
ここで、図６に基づいて、上述した第１の実施形態に係る転炉の精錬方法による場合と、本実施形態に係る転炉の精錬方法による場合との中間排滓時における排滓時間を比較した結果について説明する。なお、図６は、公称能力が３５０トン転炉に於ける中間排滓時におけるスラグ排滓量（ｔｏｎ）とスラグ排滓時間（分）との関係の一例を示すグラフであり、縦軸がスラグ排滓量（ｔｏｎ）、横軸がスラグ排滓時間（分）を示している。なお、図６においては、第２工程での炉内スラグ量は約１７ｔ／チャージであった。 Here, based on FIG. 6, the waste time at the time of intermediate waste between the case of using the converter refining method according to the first embodiment and the case of using the converter refining method according to the present embodiment is shown. The comparison result will be described. FIG. 6 is a graph showing an example of the relationship between the slag discharge amount (ton) and the slag discharge time (min) at the time of intermediate discharge in a 350-ton converter having a nominal capacity, and the vertical axis represents The slag removal amount (ton) and the horizontal axis show the slag removal time (minutes). In FIG. 6, the amount of slag in the furnace in the second step was about 17 t / charge.
図６においては、●が第１実施形態の場合を示し、▲が本実施形態である第２実施形態の場合を示しているが、これからわかるように、（ｎ＋１）チャージ目の第２工程における脱珪・脱燐に必要なＣａＯ量とｎチャージ目の第４工程における脱燐に必要なＣａＯ量とが一致するように、ｎチャージ目の第３工程における中間排滓のスラグ排滓率を決定することにより、排滓量を１２ｔ（排滓率７１質量％）から９ｔ（排滓率５３質量％）へ低下させることでスラグ排滓時間が約４分から約２分へと大きく短縮されていることがわかる。 In FIG. 6, ● represents the case of the first embodiment, and ▲ represents the case of the second embodiment, which is the present embodiment. As can be seen, in the second step of the (n + 1) th charge. The slag rejection rate of the intermediate waste in the third step of the n charge is adjusted so that the amount of CaO necessary for the desiliconization / dephosphorization and the CaO amount necessary for the dephosphorization in the fourth step of the n charge coincide with each other. By determining, the slag evacuation time is greatly reduced from about 4 minutes to about 2 minutes by reducing the evacuation amount from 12 t (exclusion rate 71 mass%) to 9 t (exclusion rate 53 mass%). I understand that.
次に、図５に基づいて、本実施形態に係る転炉の精錬方法について、より具体的に説明する。図５で用いられている略号は、上記図４で用いられているものと同様であり、ここではその説明を省略する。１チャージ目の脱珪・脱燐吹錬（ＢＩ）を開始する際には、ｎチャージ目の脱珪・脱燐吹錬に必要な量のＣａＯを添加する（Ｗ１ＣａＯ〈１〉）。この脱珪・脱燐吹錬の結果、そのスラグ組成実績が判明情報として得られ、また、この時点で２チャージ目の高炉溶銑中のＳｉ濃度（ＨＭ［Ｓｉ］〈２〉）も判明情報として得られていることから、これらの情報と、（ｎ＋１）チャージ目の脱珪・脱燐吹錬で目標とするスラグ塩基度（ＢＩ Ｃ／Ｓ〈２〉）の情報等から、２チャージ目の脱珪・脱燐吹錬で必要なＣａＯ量も含めたｎチャージ目の脱炭吹錬で添加するＣａＯの量（次ｃｈ必要Ｗ２ＣａＯ〈１〉）を算出する。この計算とともに、ｎチャージ目の溶鋼中のＰ濃度の目標値（［Ｐ］ｆ〈１〉）とｎチャージ目の吹き止め温度目標等の情報から、ｎチャージ目の中間排滓において排滓すべき排滓量（必要排滓量〈１〉）を算出しておく。この必要排滓量〈１〉は、（ｎ＋１）チャージ目の脱珪・脱燐に必要なＣａＯ量とｎチャージ目の脱炭吹錬時の脱燐に必要なＣａＯ量とが一致するような条件を満たすように決定される。これらの計算は、ともに中間排滓の前に行われる。 Next, the converter refining method according to the present embodiment will be described more specifically based on FIG. The abbreviations used in FIG. 5 are the same as those used in FIG. 4, and the description thereof is omitted here. When desiliconization / dephosphorization blowing (BI) at the first charge is started, an amount of CaO necessary for desiliconization / dephosphorization blowing at the nth charge is added (W1CaO <1>). As a result of this desiliconization and dephosphorization, the actual slag composition was obtained as information, and the Si concentration (HM [Si] <2>) in the second charge blast furnace hot metal was also obtained as information. Therefore, based on this information and information on the slag basicity (BIC / S <2>) targeted by desiliconization / dephosphorization blowing of the (n + 1) th charge, the second charge The amount of CaO to be added by decarburization blowing of the nth charge including the amount of CaO necessary for desiliconization / dephosphorization blowing (next channel required W2CaO <1>) is calculated. Along with this calculation, the target value ([P] f <1>) of the P concentration in the molten steel at the n-th charge and the information such as the blow-off temperature target at the n-th charge are eliminated at the intermediate charge at the n-th charge. The power removal amount (necessary waste amount <1>) is calculated. This required waste amount <1> is such that the amount of CaO necessary for desiliconization / dephosphorization of the (n + 1) charge coincides with the amount of CaO necessary for dephosphorization during decarburization blowing of the n charge. It is determined to satisfy the conditions. Both of these calculations are performed before intermediate exclusion.
次に、ｎチャージ目の中間排滓が行われる。このときの排滓量（排滓量〈１〉）は、上記のようにして算出された必要排滓量〈１〉になる様にする。この中間排滓により、ｎチャージ目の排滓率（排滓率〈１〉）の情報が判明する。 Next, the intermediate charge of the nth charge is performed. At this time, the amount of waste (the amount of waste <1>) is set to the required amount of waste <1> calculated as described above. By this intermediate rejection, information on the rejection rate (rejection rate <1>) of the nth charge is found.
中間排滓終了後、脱炭吹錬（ＢＩＩ）が開始されるが、このとき添加されるＣａＯ量（Ｗ２ＣａＯ〈１〉）は、上述したようにして算出された次ｃｈ必要Ｗ２ＣａＯ〈１〉に基づいて決定される。脱炭吹錬（ＢＩＩ）終了後、（ｎ＋１）チャージ目の脱珪・脱燐に再利用するスラグ量（リサイクル量）及びそのスラグの成分の情報が判明する。 After completion of the intermediate waste, decarburization blowing (BII) is started, but the amount of CaO added at this time (W2CaO <1>) is the next ch required W2CaO <1> calculated as described above. To be determined. After completion of decarburization blowing (BII), information on the amount of slag (recycle amount) reused for desiliconization and dephosphorization of the (n + 1) th charge and the components of the slag are found.
次いで、この１チャージ目の脱炭スラグを再利用して、（ｎ＋１）チャージ目の脱珪・脱燐吹錬（ＢＩ）が開始される。このときに必要なＣａＯは、すでに、ｎチャージ目の脱炭吹錬の際に添加されているので、（ｎ＋１）チャージ目の脱珪・脱燐吹錬時に添加するＣａＯ量（Ｗ１ＣａＯ〈２〉）をゼロとすることができる。また、この時点で、（ｎ＋１）チャージ目の脱珪・脱燐吹錬の実績、（ｎ＋２）チャージ目の高炉溶銑中のＳｉ濃度（ＨＭ［Ｓｉ］〈３〉）、及び３チャージ目の脱珪・脱燐吹錬で目標とするスラグの塩基度（ＢＩ Ｃ／Ｓ〈３〉）の情報等から、３チャージ目の脱珪・脱燐吹錬で必要なＣａＯ量も含めた（ｎ＋１）チャージ目の脱炭吹錬で添加するＣａＯの量（次ｃｈ必要Ｗ２ＣａＯ〈２〉）を算出することは１チャージ目の場合と同様である。このようにして、脱珪・脱燐処理〜スラグ固化までの工程を繰り返すことにより、未滓化ＣａＯの発生を抑制しつつ、スラグを有効利用することができるものである。 Next, the decarburization slag of the first charge is reused, and desiliconization / dephosphorization blowing (BI) of the (n + 1) charge is started. Since the CaO necessary at this time has already been added during the decarburization blowing of the nth charge, the amount of CaO added during the desiliconization / dephosphorization blowing of the (n + 1) th charge (W1CaO <2> ) Can be zero. At this time, the (n + 1) charge desiliconization / dephosphorization blow smelting results, the (n + 2) charge blast furnace hot metal Si concentration (HM [Si] <3>), and the third charge desorption. Based on information on basicity of slag (BIC / S <3>) targeted for silicification and dephosphorization blowing, the amount of CaO required for desiliconization and dephosphorization blowing of the third charge was also included (n + 1) Calculation of the amount of CaO added by decarburization blowing of the charge (next channel required W2CaO <2>) is the same as in the case of the first charge. In this way, by repeating the steps from desiliconization / phosphorus removal treatment to slag solidification, slag can be effectively utilized while suppressing the generation of undehydrated CaO.
以下、本発明の実施例を表１を基に説明する。本実施例は公称能力３５０ｔの転炉を使用し、処理する溶銑量は３５０ｔ、第２工程の脱珪脱燐吹錬における転炉内のスラグ量は２５ｔであった。 Examples of the present invention will be described below with reference to Table 1. In this example, a converter having a nominal capacity of 350 t was used, the amount of hot metal to be treated was 350 t, and the amount of slag in the converter in the desiliconization and dephosphorization blowing in the second step was 25 t.
実施例１，２、３については、本発明の条件を満足したので、（ｎ＋１）チャージ目の中間排滓したスラグ中の未滓化ＣａＯを大幅に低減することができた。 In Examples 1, 2, and 3, the conditions of the present invention were satisfied, and therefore, undenitrated CaO in the slag discharged in the middle of the (n + 1) -th charge could be greatly reduced.
特に、実施例２では（ｎ＋１）チャージ目の第２工程で必要なＣａＯ量とｎチャージ目の第４工程で必要なＣａＯ量を一致させるように排滓率を調整したため、スラグ中の未滓化ＣａＯ比率が最も良好になり、しかも、実施例１より（ｎ＋１）チャージ目の投入生石灰量が少なくなり、スラグ量自体も低減できた。 In particular, in Example 2, the rejection rate was adjusted so that the amount of CaO required in the second step of the (n + 1) charge and the amount of CaO required in the fourth step of the n charge were adjusted. The CaO ratio was the best, and the amount of quick lime charged in the (n + 1) charge was smaller than that in Example 1, and the slag amount itself could be reduced.
また、実施例３では（ｎ＋１）チャージ目の第２工程で必要なＣａＯ量と、ｎチャージ目の第４工程で必要なＣａＯ量を一致させるように排滓率を調整し、かつ上述した計算式（Ｉ）、（ＩＩ）、（ＩＩＩ）−Ｉ、（ＩＩＩ）−ＩＩより求まるＣａＯ量に従って、第４工程においてＣａＯ投入を行っているため、投入するＣａＯ量を最も低減することが出来た。 Further, in Example 3, the rejection rate was adjusted so that the CaO amount required in the second step of the (n + 1) charge and the CaO amount required in the fourth step of the n charge were matched, and the calculation described above. According to the amount of CaO determined from the formulas (I), (II), (III) -I, (III) -II, CaO was charged in the fourth step, so that the amount of CaO to be charged could be reduced most. .
これに対して、比較例１は、（ｎ＋１）チャージ目の第２工程でＣａＯ投入を行ったため未滓化ＣａＯが本実施例に比較して多くなった。 On the other hand, in Comparative Example 1, CaO was added in the second step of the (n + 1) th charge, so that there was a large amount of undeoxidized CaO compared to this example.
また、比較例２では、排滓率、スラグ成分を実測していないため推定値からの誤差を見越して過剰のＣａＯ量を添加したため未滓化ＣａＯが多くなった。 Further, in Comparative Example 2, since the rejection rate and the slag component were not actually measured, an excessive amount of CaO was added in anticipation of an error from the estimated value.
比較例３では、排滓率、スラグ組成を実測しているが、ｎチャージ目の第４工程において、計算式（Ｉ）、（ＩＩ）、（ＩＩＩ）−Ｉ、（ＩＩＩ）−ＩＩより求まる必要ＣａＯ量より少ないＣａＯ量を投入し、その後（ｎ＋１）チャージ目の第２工程においてＣａＯを追加しているため未滓化ＣａＯが多くなった。 In Comparative Example 3, the rejection rate and slag composition were measured, but in the fourth step of the n-th charge, they are obtained from the calculation formulas (I), (II), (III) -I, and (III) -II. A smaller amount of CaO than the required amount of CaO was added, and then CaO was added in the second step of the (n + 1) charge, so undenitrated CaO increased.
以上、添付図面を参照しながら本発明の好適な実施形態について説明したが、本発明はかかる例に限定されないことは言うまでもない。当業者であれば、特許請求の範囲に記載された範疇内において、各種の変更例または修正例に想到し得ることは明らかであり、それらについても当然に本発明の技術的範囲に属するものと了解される。 As mentioned above, although preferred embodiment of this invention was described referring an accompanying drawing, it cannot be overemphasized that this invention is not limited to this example. It will be apparent to those skilled in the art that various changes and modifications can be made within the scope of the claims, and these are naturally within the technical scope of the present invention. Understood.
１０ 転炉
２０ 取鍋
３０ 上吹きランス
４０ 排滓鍋
５０ 台車
１１０ 溶銑（溶鋼）
１３０ スラグ
DESCRIPTION OF SYMBOLS 10 Converter 20 Ladle 30 Top blowing lance 40 Waste ladle 50 Carriage 110 Hot metal (molten steel)
130 slug
Claims (3)
前記第４工程で投入するＣａＯ量を、次チャージの前記第２工程での目標塩基度と前記第４工程での仕上げ脱燐に必要なＣａＯ量を共に確保可能なＣａＯ量とするに際し、現在チャージの前記第３工程で排滓したスラグのＣａＯ濃度及び排滓量を測定し、この測定したＣａＯ濃度及び排滓量と予め求めた該排滓前の炉内スラグ量を基にして現在チャージの前記第３工程後に於ける炉内残留スラグ中のＣａＯ量を算出し、この算出した炉内残留スラグ中のＣａＯ量と、次チャージの前記第２工程で必要とする前記ＣａＯ量との差から、前記第４工程で投入するＣａＯ量を決定することを特徴とする、転炉の精錬方法。 The first step of charging the hot metal into the converter, and then the introduction of CaO into the converter to start the refining with the slag in the furnace as the target basicity, thereby performing hot metal desiliconization and dephosphorization hot metal pretreatment A second step to be performed, a third step to intermediately discharge the in-furnace slag, a fourth step to perform decarburization and final dephosphorization by introducing CaO into the converter, and a fourth step. In a refining method for a converter, the method includes a fifth step of discharging the molten steel refined in step 4 to the outside of the furnace and a sixth step of charging molten iron of the next charge while leaving the slag in the furnace.
When the CaO amount to be charged in the fourth step is set to a CaO amount that can secure both the target basicity in the second step of the next charge and the CaO amount necessary for the final dephosphorization in the fourth step, Measure the CaO concentration and amount of slag discharged in the third step of charging, and charge the current charge based on the measured CaO concentration and amount and the amount of slag in the furnace before the discharge determined in advance. The amount of CaO in the residual slag in the furnace after the third step is calculated, and the difference between the calculated amount of CaO in the residual slag in the furnace and the amount of CaO required in the second step of the next charge is calculated. And determining the amount of CaO charged in the fourth step.
ＷＰ，ＣａＯ＝１０００／Ｌｐ＜ｎ＞×（Ｂ２［Ｐ］ｉ＜ｎ＞／目標［Ｐ］ｆ＜ｎ＞＋１）×（％ＣａＯ）Ｂ２＜ｎ＞−ＲＢ１，ＣａＯ＜ｎ＞ ・・・（Ｉ）
ＷＳｉ，ＣａＯ＝（ＨＭ［Ｓｉ］＜ｎ＋１＞×６０／２８×１０＋ＲＳｉＯ２＜ｎ＞）×（Ｂ１Ｃ／Ｓ＜ｎ＋１＞）−Ｒ’ＣａＯ＜ｎ＞ ・・・（ＩＩ）
ただし、
ＷＰ，ＣａＯ：ｎチャージ目の第４工程で、脱燐に必要なＣａＯ量
Ｌｐ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第４工程における推定燐分配
Ｂ２［Ｐ］ｉ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第４工程に持ち越される燐濃度
（燐濃度は溶鉄中の燐濃度に換算したもの）
目標［Ｐ］ｆ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第４工程処理後の目標燐濃度
（％ＣａＯ）Ｂ２＜ｎ＞：ｎチャージ目の第４工程処理後のスラグ中のＣａＯの推定濃度
ＲＢ１，ＣａＯ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第２工程から、第３工程を経て、第４工程に持ち越されるＣａＯ量
ＷＳｉ，ＣａＯ：（ｎ＋１）チャージ目の第２工程で塩基度目標値を確保するために必要なｎチャージ目の第４工程で添加すべきＣａＯ量
ＨＭ［Ｓｉ］＜ｎ＋１＞：（ｎ＋１）チャージ目で転炉に装入する溶銑中のＳｉの濃度
ＲＳｉＯ２＜ｎ＞：ｎチャージ目の第６工程で（ｎ＋１）チャージ目へリサイクルされるＳｉＯ２量
Ｂ１Ｃ／Ｓ＜ｎ＋１＞：（ｎ＋１）チャージ目の第２工程での目標塩基度
Ｒ’ＣａＯ＜ｎ＞：ｎチャージ目の第６工程で（ｎ＋１）チャージ目へリサイクルされるＣａＯ量のうち、ｎチャージ目の第４工程で添加する分を除いたＣａＯ量
ＲＢ１，ＣａＯ＜ｎ＞＝（％ＣａＯ）Ｂ１＜ｎ＞×（Ｗｓ，Ｂ１＜ｎ＞−中間排滓量＜ｎ＞）
Ｗｓ，Ｂ１＜ｎ＞：ｎチャージ目のＢ１炉内スラグ量
中間排滓量＜ｎ＞：ｎチャージ目の実測排滓スラグ量
Ｗｓ，Ｂ１＜ｎ＞は以下の連立方程式（ＩＩＩ）−Ｉ，ＩＩの解として得られる値である。
Ｗｓ，Ｂ２＜ｎ−１＞×（％ＣａＯ）Ｂ２＜ｎ−１＞＝Ｗｓ，Ｂ１＜ｎ＞×（％ＣａＯ）Ｂ１＜ｎ＞ ・・（ＩＩＩ）−Ｉ
Ｗｓ，Ｂ２＜ｎ−１＞×（％ＳｉＯ２）Ｂ２＜ｎ−１＞＋ＨＭ［Ｓｉ］×６０／２８×溶銑量＝Ｗｓ，Ｂ１＜ｎ＞×（％ＳｉＯ２）Ｂ１＜ｎ＞ ・・・（ＩＩＩ）−ＩＩ
尚、ｎチャージは現在チャージ、ｎ＋１チャージは次チャージ、ｎ−１チャージは前チャージとする。
The amount of CaO added in the fourth step of the current charge is the larger amount of CaO calculated from the following formula (I) or (II): The method for refining a converter described in 1.
WP, CaO = 1000 / Lp <n> × (B2 [P] i <n> / target [P] f <n> +1) × (% CaO) B2 <n> −RB1, CaO <n> (I)
WSi, CaO = (HM [Si] <n + 1> × 60/28 × 10 + RSiO 2 <n>) × (B1C / S <n + 1>) − R′CaO <n> (II)
However,
WP, CaO: amount of CaO necessary for dephosphorization in the fourth step of the n-th charge Lp <n>: estimated phosphorus distribution in the fourth step of the n-th charge B2 [P] i <n>: first step of the n-th charge Phosphorus concentration carried over to 4 processes (phosphorus concentration converted to phosphorus concentration in molten iron)
Target [P] f <n>: Target phosphorus concentration after the fourth process of the n-th charge (% CaO) B2 <n>: Estimated concentration of CaO in the slag after the fourth process of the n-charge RB1, CaO <n>: The amount of CaO carried over from the second step of the n-th charge to the fourth step through the third step WSi, CaO: to secure the basicity target value in the second step of the (n + 1) charge Amount of CaO to be added in the fourth step of the n-th charge required for HM [Si] <n + 1>: (n + 1) Si concentration in the hot metal charged in the converter at the charge level RSiO 2 <n>: n-charge The amount of SiO 2 recycled to the (n + 1) charge in the sixth step of the eye
B1C / S <n + 1> : (n + 1) target basicity in the second step of the charge R′CaO <n>: Of the amount of CaO recycled to the (n + 1) charge in the sixth step of the n charge, CaO amount RB1 , CaO <n> = (% CaO) B1 <n> × (Ws, B1 <n> −intermediate excretion amount <n>) excluding the amount added in the fourth step of the n-th charge
Ws, B1 <n>: B1 in-furnace slag amount of n-th charge Intermediate waste amount <n>: Measured waste slag amount of n-th charge Ws, B1 <n> are the following simultaneous equations (III) -I, This is the value obtained as the solution of II.
Ws, B2 <n-1> * (% CaO) B2 <n-1> = Ws , B1 <n> * (% CaO) B1 <n> (III) -I
Ws, B2 <n-1> × (% SiO 2 ) B2 <n-1> + HM [Si] × 60/28 × Amount of molten metal = Ws , B1 <n> × (% SiO 2 ) B1 <n> (III) -II
The n charge is the current charge, the n + 1 charge is the next charge, and the n-1 charge is the previous charge.
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