WO2016018050A1 - 슬래그 볼, 이를 이용하는 용선 탈린 방법 및 전로 취련 방법 - Google Patents

슬래그 볼, 이를 이용하는 용선 탈린 방법 및 전로 취련 방법 Download PDF

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WO2016018050A1
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molten iron
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ball
oxide
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위창현
조종오
김종덕
변승용
윤태일
이상열
이창오
이철재
전영덕
최주태
태순재
홍진명
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현대제철 주식회사
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    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/28—Manufacture of steel in the converter
    • C21C5/30—Regulating or controlling the blowing
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
    • C21C7/04—Removing impurities by adding a treating agent
    • C21C7/064—Dephosphorising; Desulfurising

Definitions

  • the present invention relates to a slag ball, a molten iron Tallinn method using the same and a method for blowing converter.
  • the steelmaking process in the steelmaking process proceeds in the order of the molten iron pretreatment process, converter refining process, secondary refining process and continuous casting process.
  • the molten iron pretreatment step is a step of removing sulfur (S) component from the molten iron produced by melting iron ore in the furnace.
  • the converter refining process is a process of removing carbon and other components from molten iron in the form of CO gas or slag by charging molten iron into the converter and blowing high purity oxygen gas through a lance. do.
  • the converter refining process is a double tallin-decarburization continuous process technology in which the delineation and decarburization processes are continuously performed in separate converters, and a slag elimination process is added between the delineation process and the decarburization process in which delineation and decarburization are performed in a single converter. It can be divided into slag processing technology.
  • the dephosphorization-decarburization continuous process technology is excellent in phosphorus control and is used as a process technology for extremely low demand products.
  • the Tallinn-Decarburization continuous process is a process of tapping the molten iron after performing the Tallinn drilling in the Tallinn converter and recharging the molten iron into the decarburization converter to perform decarburization, and the conventional Tallinn drilling technology secures slag composition by securing quicklime ash for the purpose of Tallinn. It is secured with a high base and keeps a low temperature to ensure delinquency.
  • Korean Patent Laid-Open Publication No. 10-2002-0023583 (2002.03.29, Method of desalination of molten iron using converter slag)
  • Korean Patent Publication No. 10-2004-0042540 (2004.05.20) , High-purity low-carbon low carbon steel).
  • An embodiment of the present invention is to provide a molten iron delineation method capable of improving the recovery rate of a delineated vessel (molten iron) after completion of the delineation blow process when the delineation-decarburization continuous process is performed.
  • An embodiment of the present invention is to provide a converter blowing method that can increase the flowability of slag at the time of slag excretion during the double slag process.
  • a converter slag containing calcium oxide (CaO) and silicon dioxide (SiO 2 ) Charging the molten iron into the converter
  • Blowing the molten iron by blowing oxygen into the converter
  • the molten iron Tallinn method comprising the step of tapping the molten iron is completed in the Tallinn blows from the converter.
  • the amount of converter slag injected into the converter is determined by Equation 1 below, and the amount of quicklime injected into the converter may be determined by Equation 2 below.
  • Slag basicity (CaO / SiO 2) after the step of blowing off the molten iron may be 1.4 to 1.9.
  • the molten iron temperature after the step of blowing off the molten iron may be 1350 to 1390 degrees Celsius.
  • Converter slag includes calcium oxide, silicon dioxide, manganese oxide (MnO), iron powder (T.Fe), phosphorus oxide (P 2 O 5 ), magnesium oxide (MgO), and aluminum oxide (Al 2 O 3 ). Can be done.
  • Converter slag may be formed in the form of a plurality of balls (ball) can be injected into the converter.
  • the method further includes the step of charging scrap into the converter, and further, the step of injecting sintered ore into the converter during the step of removing the molten iron from the converter. It may include.
  • the step of introducing a converter slag containing calcium oxide-based composite oxide to the converter Charging a molten iron into the converter; Injecting oxygen into the converter to first refine the molten iron; Excluding the slag generated on the molten iron layer; Re-injecting oxygen into the converter to second refine the molten iron; And it is provided with a converter blow method comprising the step of tapping the molten iron.
  • the converter slag may be composed of slag balls including a composite oxide of calcium oxide (CaO), silicon dioxide (SiO 2 ), and iron oxide (FeO).
  • CaO calcium oxide
  • SiO 2 silicon dioxide
  • FeO iron oxide
  • the basicity calculated as the content of calcium oxide relative to the silicon dioxide content in the slag ball may be 2.7 or more and 3.5 or less.
  • Content of the iron powder (T.Fe) in the slag ball may be 16 ⁇ 30wt%.
  • the slag ball may include phosphorus pentoxide (P 2 O 5 ), and the phosphorous pentoxide content in the slag ball may be 1 to 3.5 wt.
  • quicklime may be introduced into the molten iron.
  • the slag may be discharged by tilting the converter.
  • calcium oxide (CaO) 35-50 wt%, silicon dioxide (SiO 2 ) 10-18 wt%, manganese oxide (MnO) 3-6 wt%, iron powder (T.Fe) 16 to 30 wt%, phosphorus pentoxide (P 2 O 5 ) 1 to 3.5 wt%, magnesium oxide (MgO) 5 to 10 wt%, and aluminum oxide (Al 2 O 3 ) 1 to 3 wt% Provide slag balls applied to the molten iron blowing process.
  • the composition may have a particle size greater than 0 and 5 mm or less.
  • the basicity in the composition may be 2.7 or more and 3.5 or less.
  • the recovery rate of the delineation vessel (melting line) after completion of the delineation blowing can be improved.
  • the converter blows during slag exclusion when the converter blows during slag exclusion, the fluidity of the slag is increased, so that the slag exclusion can be facilitated.
  • FIG. 1 is a view showing each step of the converter refining method including the molten iron dephosphorization method according to an embodiment of the present invention.
  • Figure 2 is a flow chart showing a molten iron Tallinn method according to an embodiment of the present invention.
  • 3 and 4 is a graph showing the effect by the molten iron Tallinn method according to an embodiment of the present invention.
  • FIG. 5 is a flow chart showing a converter blow method according to an embodiment of the present invention.
  • first and second may be used to describe various components, but the components should not be limited by the terms. The terms are used only for the purpose of distinguishing one component from another.
  • a Tallinn-Decarburization continuous process technique can be used to produce ultra-lean steel products.
  • This delineation-decarburization continuous process may consist of delineation blow and decarburization blow.
  • the Tallinn blowing is performed by charging the molten iron 30 into the Tallinn converter 20 using the ladle 10 and blowing oxygen into the Tallinn converter 20 into which the molten iron 30 is loaded. After completion, the molten molten iron 30 may be charged to the decarburization converter 25 using the ladle 10 and blown with oxygen into the decarburization converter 25.
  • the converter presented below means the Tallinn converter 20.
  • a molten iron dephosphorization method including a step of blowing molten iron by blowing oxygen (S140), injecting a sintered ore into the converter (S150), and tapping the molten iron (S160) is provided.
  • the converter slag is used for the Tallinn reaction and the operating conditions such as the converter slag input, the silicon content in the starting molten iron for melting, the slag basicity and the molten iron temperature at the end of the molten iron are controlled, thereby eliminating the Tallinn vessel after the completion of the Tallinn drilling. It is possible to improve the recovery rate of the molten iron that is tapping out of the converter after the completion of Tallinn blowing.
  • Figure 2 is a flow chart showing a molten iron Tallinn method according to an embodiment of the present invention.
  • 3 and 4 is a graph showing the effect by the molten iron Tallinn method according to an embodiment of the present invention.
  • the converter slag and quicklime are put into the converter (S110).
  • Scrap, molten iron, etc. may be charged into the converter through the process described below. Since the inner wall of the converter may be damaged by such scrap or molten iron, protective quicklime may be added to the converter in advance in order to prevent this.
  • the quicklime used here is solid quicklime, which can remove phosphorus in molten iron by producing (CaO) (P 2 O 5 ) by reacting with phosphorus oxide resulting from oxidation of phosphorus in molten iron.
  • the converter slag is added to the converter together with the quicklime to contribute to the Tallinn reaction, and thus, the amount of quicklime required during the Tallinn drilling may be greatly reduced.
  • phase separation into various complex phases may occur as the temperature of the converter slag is lowered.
  • a composite phase may include CaO ⁇ SiO 2 , CaO, and the like.
  • hydroxides such as Ca (OH) 2 may be generated by reacting with moisture or cooling water in the air, and at this time, the volume is expanded to undergo a phase change in the form of fine powder. Therefore, converter slag containing such a composite hydroxide, there is a disadvantage that can not be reused in the steelmaking process.
  • the converter slag is manufactured in the form of a plurality of balls (ball) can be put into the converter. Specifically, by quenching and spheroidizing the hot molten slag discharged from the converter through a cooling facility such as an atomizing facility, it can be produced in the form of a plurality of balls, in the present embodiment, the converter slag formed in such a ball shape to the converter It can be put in.
  • the converter slag in the form of a ball will be referred to as slag ball.
  • the composition of the converter slag may be controlled so that the slag ball does not have a solid free CaO phase. That is, it is possible to control the high melting point composite phase such as Free CaO so that the slag ball maintains the low melting point slag characteristics. As a result, the slag ball can improve the reaction rate between quicklime and impurities in molten iron. In addition, by having a ball shape, it is possible to facilitate the transport and storage of the slag ball.
  • the slag ball is calcium oxide (CaO), silicon dioxide (SiO 2 ), manganese oxide (MnO), iron powder (T.Fe), phosphorus oxide (P 2 O 5 ), magnesium oxide (MgO), and aluminum oxide ( Al 2 O 3 ) It may be composed of a composite oxide, this slag ball may have a composition as shown in Table 1, for example.
  • the slag ball containing a large amount of calcium oxide and iron powder (iron oxide) is added to the converter to be used for the delinquency reaction, the content of phosphorus in the molten steel can be lowered more effectively.
  • the converter slag may include a composite oxide such as calcium oxide, silicon dioxide and iron oxide. That is, calcium oxide is present in the form of a composite oxide in the slag ball.
  • the solid quicklime used for slag refining can be rehydrated by reacting with such silicon dioxide and iron oxide, respectively, after the silicon in the molten iron becomes silicon dioxide and the iron in the molten iron is produced with iron oxide.
  • the melting point is lower than that of ordinary solid quicklime, thereby reducing the time for slag formation. That is, the slag ball may more advantageously act on the slag goods during the main Tallinn drilling where the molten iron temperature is relatively lower than that of the decarburization drilling, so that the slag ball reaction in the molten iron may occur more smoothly.
  • the amount of slag ball and quicklime injected into the converter can be determined by the following equations (1) and (2).
  • Equations 1 and 2 are formulas obtained by generalizing experimental data measured from a number of Tallinn operations, and the inputs of slag balls and quicklime according to silicon content in molten iron before starting initiation are calculated through Equations 1 and 2, respectively. Can be.
  • the slag ball contains silicon dioxide, that is, a silicon component, and slag slope may occur when the content of such silicon in the molten iron increases more than necessary.
  • silicon dioxide that is, a silicon component
  • slag slope may occur when the content of such silicon in the molten iron increases more than necessary.
  • the silicon content in the molten iron before blowing is increased through the above-described Equations 1 and 2, the amount of slag ball is decreased accordingly and the amount of quicklime is relatively increased. Can be effectively prevented.
  • the silicon dioxide component contained in the slag ball increases the silicon dioxide component in the slag, so that the slag basicity (CaO / SiO 2 ) can be controlled in the range of 1.4 to 1.9 based on the Tallinn blowing end point.
  • the slag basicity of the blowing end point is 1.9 or more, the melting point of the slag is increased to cause the coagulation of the molten iron and the slag, and thus the recovery rate of the Tallinn ship is decreased. Since the slag basicity can be controlled in the range of 1.4 to 1.9 through silicon dioxide, the recovery rate of the Tallinn ray can be further improved.
  • the Tallinn method according to the present embodiment can increase the recovery rate of the Tallinn ship by controlling the blowing temperature conditions.
  • Operation of the present Tallin blowing method can be controlled so that the blowing end temperature is 1350 to 1390 degrees Celsius.
  • the Tallinn blow is controlled so that the end temperature is, for example, 1400 degrees Celsius or less in order to secure the delinquency ability, but the recovery rate of the Tallinn ship may be reduced due to slag solidification when the temperature at the blowing end temperature is less than 1350 degrees Celsius.
  • the present embodiment by controlling the process so that the temperature of the blowing end point is 1350 to 1390 degrees Celsius, it is possible to secure the debinding ability while ensuring the maximum recovery rate of the debinding line.
  • FIG. 3 and 4 show the recovery rate of the Tallinn ship and the amount of quicklime input when the Tallinn blowing is performed according to the present embodiment.
  • the recovery rate of the Tallinn ship may be improved by about 2% from 92.8% to 94.8%, and as shown in FIG. 4, the amount of quicklime required per ton of molten iron is 22.1 tons. Significant savings can be achieved at 12.8 tonnes.
  • a scrap is charged into the converter (S120).
  • scrap may be charged in addition to the molten iron, and the ratio between the molten iron and the scrap may be changed depending on the characteristics of the steel produced.
  • the molten iron is charged to the converter (S130).
  • the converter may be charged with scrap in addition to the molten iron for the purpose of increasing the yield.
  • oxygen is blown into the converter to blow off the molten iron (S140). That is, a process for removing impurities such as carbon and phosphorus in the molten iron, carbon is removed in the form of carbon monoxide (CO) by this blowing process, phosphorus is oxidized to form phosphorus oxide (P 2 O 5 ), such Phosphorus oxide is trapped in slag and removed while reacting with quicklime or slag balls introduced into the converter during the blowing process to form (CaO) (P 2 O 5 ).
  • CO carbon monoxide
  • the sintered ore may be introduced during the blowing process of the molten iron (S150). Since the sintered ore functions as a coolant, it is possible to appropriately adjust the temperature of the molten iron during blowing by adjusting the input amount of the sintered ore.
  • the molten iron is tapped as shown in FIG. 2 (S160).
  • the molten iron may be tapped into the ladle from the converter.
  • decarburization and drilling may be performed by charging the molten iron into the decarburization converter using a ladle.
  • the converter blowing method of the present embodiment may proceed to a double slag process.
  • the double slag process the delineation and decarburization processes for molten iron may be continuously performed in a single converter.
  • a process of excluding slag generated during the dephosphorization process is performed, and thereafter, the decarburization process may be continuously performed.
  • the converter blow method according to an embodiment of the present invention, the step of introducing the converter slog (S210), the step of charging the molten iron (S220), the first step of refining the molten iron (S230), slag It may include the step (S240), the second step of refining the molten iron (S250) and step (S260) to step out.
  • Injecting the converter slag is a step of injecting the converter slag containing the calcium oxide-based composite oxide into the converter.
  • the converter slag may be made of a slag ball in the form of a plurality of balls.
  • the slag ball is a slag lump that is artificially quenched in the molten state of the converter slag, and has substantially the same composition and formation as the slag ball of the embodiment described above with reference to FIGS. 1 to 4.
  • the particle size (diameter) of the slag ball used in the present embodiment may be about 5 mm or less.
  • the slag ball may comprise a composite oxide comprising calcium oxide (CaO).
  • the slag ball may include a composite oxide of calcium oxide (CaO), silicon dioxide (SiO 2 ) and iron oxide (FeO). That is, only the calcium oxide-based composite oxide is present in the slag ball, and there is no solid free CaO in the form of calcium oxide before being recycled.
  • Solid quicklime used in slag making can be recycled by reacting with silicon dioxide and iron oxide after the silicon in the molten iron becomes silicon dioxide, and the iron in the molten iron is formed of iron oxide.
  • silicon dioxide and iron oxide are already present in the form of droplets in the form of complex oxides in slag balls, the melting point is lower than that of ordinary solid quicklime, reducing the time for slag formation. In other words, slag balls favorably act on slag making.
  • the component (wt%) of the slag ball is the same as that of the converter slag of Table 1 described above.
  • the slag ball having the above components contains 35 to 50 wt% of calcium oxide and has a relatively high calcium oxide content. Since the cost of slag balls is only 25% of the cost of solid quicklime, the use of such slag balls has a significant effect on cost reduction in slag making.
  • the basicity in the slag ball is 2.7. It may be 3.5 or more.
  • the basicity can be calculated as the content of calcium oxide relative to the silicon dioxide content in the slag ball (CaO / SiO 2 ).
  • the content of the iron powder (T.Fe) in the slag ball may be 16 ⁇ 30wt%.
  • the amount of slag present in the liquid phase of the slag generated in the converter process may be increased, accordingly, the flowability of the slag is improved to exclude the slag to be described later (S240) Can be made more efficient.
  • the iron oxide contained in the slag ball may promote the reaction between the slag and the molten iron interface, reduce the viscosity of the slag and increase the flowability of the slag. Therefore, the more iron oxide content, the shorter slag exclusion time.
  • the phosphorus pentoxide content in the slag ball may be 1 to 3.5 wt%.
  • the phosphorus pentoxide content in the slag becomes 4.5 to 5 wt%, and the slag ball may have dephosphorizing ability by containing less phosphorus pentoxide in the slag ball.
  • the charging of molten iron is a charging of molten iron in the converter.
  • the molten iron is molten water produced in the blast furnace, is moved from the blast furnace to topedo car (torpedo ladle car) and then desulfurized (KR treatment) and charged into the converter.
  • Charging the molten iron (S220) may include charging scrap (scrap metal) into the converter.
  • the molten iron is generated from raw materials such as iron ore, and by using scrap, cost can be reduced in molten iron.
  • the step of injecting the slag ball (S210) may include the step of injecting the protective quicklime into the converter.
  • Protected lime can protect the converter from coarse scrap while also participating in early slag making.
  • Protected quicklime may be in the form of solid quicklime.
  • the first step of refining the molten iron (S230) is a step of removing some of the phosphorus in the molten iron by blowing oxygen into the converter.
  • phosphorus (P) and oxygen (O2) in molten iron react with phosphorus pentoxide (P 2 O 5 ) in the converter slag, and calcium oxide, phosphorus, and oxygen react with (CaO ⁇ P 2).
  • O 5 is the process of producing compounds.
  • the first refining step of the molten iron may take about 5 minutes so that the silicon content in the molten iron is 0.3 or more and 0.35 or less.
  • molten iron dephosphorization is performed so that the phosphorus content (% P) in molten iron converges below the target content.
  • the phosphorus content in the molten steel in which the entire converter process is completed should be 120 ppm or less, and the target content of the first refining may be 350 ppm. That is, the molten iron can be first refined so that the phosphorus content in the molten iron at the end of the first refining is 350 ppm or less.
  • the target content of phosphorus of the first refining may be set differently for each steel type.
  • quicklime may be introduced into the molten iron during molten iron refining.
  • the quicklime used here is solid quicklime and is involved in the Tallinn process.
  • the amount of quicklime added during molten iron delining may be reduced. That is, even if the amount of quicklime is small, the dephosphorization may be sufficiently performed due to the calcium oxide component in the slag ball.
  • the quick lime input amount may be smaller than the slag ball input amount.
  • the cost of Tallinn can be reduced because the cost of slag balls is cheaper than the cost of quicklime.
  • the dosage of the slag ball and quicklime may be determined according to Equations 1 and 2 described above. That is, according to the silicon content in the molten iron, the input amount of slag ball and the input amount of quicklime can be controlled respectively.
  • Excluding slag is a step of excluding the slag to be suspended in the upper layer of the molten iron after the first refining of the molten iron.
  • slag When slag is discharged together with the molten iron, a phenomenon in which phosphorus pentoxide (P 2 O 5 ) is separated back into phosphorus (P) and oxygen (O 2 ) may occur in the second refining step of molten iron. Therefore, slag generated on the molten iron needs to be discharged. Excluded slag may include silicon dioxide (SiO 2 ), calcium oxide (CaO), phosphorus pentoxide (P 2 O 5 ), and the like.
  • the converter may be tilted and the slag may be discharged.
  • the tilting of the converter is such that the converter is inclined so that the molten iron outlet of the converter faces the ladle.
  • the slag excretion rate may be 70% to prevent the flow of the molten iron.
  • the iron oxide contained in the slag ball may promote the reaction between the slag and the molten iron interface, reduce the viscosity of the slag to increase the flowability of the slag.
  • slag exclusion time can be shortened.
  • slag exclusion can be made more efficiently.
  • the second step of refining the molten iron (S250) is a process of removing the phosphorus and carbon in the molten iron by re-injecting oxygen into the converter (delin, decarburization).
  • the second refining is performed at a temperature of 1600 ° C. or higher, and decarburization is a process in which carbon in molten iron reacts with oxygen (O 2 ) to form carbon dioxide (CO 2 ).
  • oxygen (O 2 ) to form carbon dioxide (CO 2 ).
  • O 2 oxygen
  • CO 2 carbon dioxide
  • metal which passed the 2nd refinement will be 120 ppm or less.
  • the molten iron which passed the 2nd refinement becomes a molten steel.
  • Step to step out (S260) is a step of discharging the molten steel from the converter. At this stage the slag is not discharged together with the molten steel. In this case, only molten steel excluding slag is discharged from the converter by a method such as dart.
  • the phosphorus control ability in the first refining can be excellent, slag exclusion time can be shortened.
  • the slag was shortened by about 1.3 minutes as compared with the absence of slag ball injection.

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Abstract

용선 탈린 방법이 개시된다. 본 발명의 일 측면에 따르면, 전로에 산화칼슘(CaO)과 이산화규소(SiO2)를 함유한 전로 슬래그, 및 생석회를 투입하는 단계; 전로에 용선을 장입하는 단계; 전로에 산소를 취입하여 용선을 탈린 취련하는 단계; 및 탈린 취련이 완료된 용선을 전로로부터 출탕하는 단계를 포함하는 용선 탈린 방법이 제공된다.

Description

슬래그 볼, 이를 이용하는 용선 탈린 방법 및 전로 취련 방법
본 발명은 슬래그 볼, 이를 이용하는 용선 탈린 방법 및 전로 취련 방법에 관한 것이다.
제철 공정 중의 제강 공정은 용선 예비처리 공정, 전로 정련 공정, 이차 정련 공정 및 연속 주조 공정 순으로 진행된다. 용선 예비처리 공정은, 용광로에서 철광석을 녹여 제조된 용선으로부터 유황(S) 성분을 제거하는 공정이다. 전로 정련 공정은 용선을 전로에 장입하여 랜스를 통해 고순도의 산소 가스를 취입함으로써 용선 중 탄소와 기타 성분을 CO 가스 또는 슬래그 형태로 제거하는 공정이며, 이러한 공정을 통해 불순물이 제거된 용선을 용강이라 한다.
전로 정련 공정은, 탈린 및 탈탄 공정이 별도의 전로에서 연속적으로 진행되는 탈린-탈탄 연속 공정 기술과, 단일 전로 내에서 탈린 및 탈탄을 진행하되 탈린 공정과 탈탄 공정 사이에 슬래그 배제 공정이 추가되는 더블 슬래그 공정 기술로 나뉠 수 있다.
상기 탈린-탈탄 연속 공정 기술은 인 제어능이 우수하여 극저린 요구 제품의 공정 기술로 사용된다. 탈린-탈탄 연속 공정은 탈린 전로에서 탈린 취련 수행 후 용선을 출탕하고 탈탄 전로에 용선을 재장입하여 탈탄 취련을 수행하는 공정으로, 종래 탈린 취련 기술은 탈린을 목적으로 생석회 재화능을 확보하여 슬래그 조성을 고염기도로 확보하고, 낮은 온도를 유지함으로써 탈린능을 확보하고 있다.
본 발명의 배경기술로서, 대한민국 공개특허공보 제10-2002-0023583호(2002.03.29, 전로 슬래그를 이용한 용선의 탈린방법), 및 대한민국 공개특허공보 제10-2004-0042540호 (2004.05.20), 고청정 저인 저탄소강의 제조방법)에 개시된 기술이 있다.
본 발명의 실시예는, 탈린-탈탄 연속 공정을 진행할 때, 탈린 취련의 완료후 탈린선(용선)의 회수율을 향상시킬 수 있는 용선 탈린 방법을 제공하는 것이다.
본 발명의 실시예는, 더블 슬래그 공정을 진행할 때, 슬래그 배재 시의 슬래그의 유동성을 증가시킬 수 있는 전로 취련 방법을 제공하는 것이다.
본 발명의 일 측면에 따르면, 전로에 산화칼슘(CaO)과 이산화규소(SiO2)를 함유한 전로 슬래그, 및 생석회를 투입하는 단계; 전로에 용선을 장입하는 단계; 전로에 산소를 취입하여 용선을 탈린 취련하는 단계; 및 탈린 취련이 완료된 용선을 전로로부터 출탕하는 단계를 포함하는 용선 탈린 방법이 제공된다.
전로에 투입되는 전로 슬래그의 양은 하기 수학식 1에 의해 결정되고, 전로에 투입되는 생석회의 양은 하기 수학식 2에 의해 결정될 수 있다.
(수학식 1)
Y1 = -10000ㆍX + 5000
(Y1: 전로 슬래그 투입량(kg), X: 용선 내 규소(Si) 함량(wt%), 0.15≤X≤0.5)
(수학식 2)
Y2 = 10000ㆍX + 500
(Y2: 생석회 투입량(kg), X: 용선 내 규소(Si) 함량(wt%), 0.15≤X≤0.5)
용선을 탈린 취련하는 단계 이후의 슬래그 염기도(CaO/SiO2)는 1.4 내지 1.9일 수 있다.
용선을 탈린 취련하는 단계 이후의 용선 온도는 섭씨 1350 내지 1390도일 수 있다.
전로 슬래그는 산화칼슘, 이산화규소, 산화망간(MnO), 전철분(T.Fe), 산화인(P2O5), 산화마그네슘(MgO), 및 산화알루미늄(Al2O3)를 포함하여 이루어질 수 있다.
전로 슬래그는 다수의 볼(ball) 형태로 형성되어 전로에 투입될 수 있다.
전로에 전로 슬래그와 생석회를 투입하는 단계와 전로에 용선을 장입하는 단계 사이에, 전로에 스크랩을 장입하는 단계를 더 포함하고, 용선을 탈린 취련하는 단계 중에, 전로에 소결광을 투입하는 단계를 더 포함할 수 있다.
본 발명의 다른 측면에 따르면, 전로에 산화칼슘 계 복합산화물을 함유하는 전로 슬래그를 투입하는 단계; 상기 전로 내에 용선을 장입하는 단계; 상기 전로 내에 산소를 취입하여 상기 용선을 제1 정련하는 단계; 상기 용선 상층에 생성된 슬래그를 배재하는 단계; 상기 전로 내에 산소를 재취입하여 상기 용선을 제2 정련하는 단계; 및 상기 용선을 출강하는 단계를 포함하는 전로 취련 방법이 제공된다.
상기 전로 슬래그는 산화칼슘(CaO), 이산화규소(SiO2) 및 산화철(FeO)의 복합산화물을 포함하는 슬래그 볼로 이루어질 수 있다.
상기 슬래그 볼 내 이산화규소 함유량에 대한 산화칼슘의 함유량으로 산출되는 염기도는 2.7 이상 3.5 이하일 수 있다.
상기 슬래그 볼 내 전철분(T.Fe)의 함유량은 16~30wt%일 수 있다.
상기 슬래그 볼은 오산화인(P2O5)을 포함하고, 상기 슬래그 볼 내 오산화인 함유량은 1~3.5wt 일 수 있다.
상기 제1 정련하는 단계에서, 상기 용선 내에 생석회를 투입할 수 있다.
슬래그를 배재하는 단계에서는, 상기 전로를 경동하여 슬래그를 배출할 수 있다.
본 발명의 또다른 측면에 따르면, 산화칼슘(CaO) 35~50 wt%, 이산화규소(SiO2) 10~18 wt%, 산화망간(MnO) 3~6 wt%, 전철분(T.Fe) 16~30 wt%, 오산화인(P2O5) 1~3.5 wt%, 산화마그네슘(MgO) 5~10 wt%, 및 산화알루미늄(Al2O3) 1~3 wt%를 포함하는 조성물로서, 용선의 취련 공정에 적용되는 슬래그 볼을 제공한다.
상기 조성물은 입도가 0 초과 5 mm 이하일 수 있다.
상기 조성물 내의 염기도는 2.7 이상 3.5 이하 일 수 있다.
본 발명의 실시예에 따르면, 상기 탈린-탈탄 연속 공정을 진행할 때, 탈린 취련의 완료후 탈린선(용선)의 회수율을 향상시킬 수 있다.
본 발명의 실시예에 따르면, 상기 더블 슬래그 공정을 진행할 때, 슬래그 배재 시의 전로 취련 시에, 슬래그의 유동성이 증가하여 슬래그 배재가 용이해질 수 있다.
도 1은 본 발명의 일 실시예에 따른 용선 탈린 방법을 포함하는 전로 정련 방법의 각 공정을 나타낸 도면.
도 2는 본 발명의 일 실시예에 따른 용선 탈린 방법을 나타낸 순서도.
도 3 및 도 4는 본 발명의 일 실시예에 따른 용선 탈린 방법에 의한 효과를 나타내는 그래프.
도 5는 본 발명의 일 실시예에 따른 전로 취련 방법을 나타낸 순서도.
본 발명은 다양한 변환을 가할 수 있고 여러 가지 실시예를 가질 수 있는 바, 특정 실시예들을 도면에 예시하고 상세한 설명에 상세하게 설명하고자 한다. 그러나, 이는 본 발명을 특정한 실시 형태에 대해 한정하려는 것이 아니며, 본 발명의 사상 및 기술 범위에 포함되는 모든 변환, 균등물 내지 대체물을 포함하는 것으로 이해되어야 한다. 본 발명을 설명함에 있어서 관련된 공지 기술에 대한 구체적인 설명이 본 발명의 요지를 흐릴 수 있다고 판단되는 경우 그 상세한 설명을 생략한다.
제1, 제2 등의 용어는 다양한 구성요소들을 설명하는데 사용될 수 있지만, 상기 구성요소들은 상기 용어들에 의해 한정되어서는 안 된다. 상기 용어들은 하나의 구성요소를 다른 구성요소로부터 구별하는 목적으로만 사용된다.
본 출원에서 사용한 용어는 단지 특정한 실시예를 설명하기 위해 사용된 것으로, 본 발명을 한정하려는 의도가 아니다. 단수의 표현은 문맥상 명백하게 다르게 뜻하지 않는 한, 복수의 표현을 포함한다. 본 출원에서, "포함하다" 또는 "가지다" 등의 용어는 명세서상에 기재된 특징, 숫자, 단계, 동작, 구성요소, 부품 또는 이들을 조합한 것이 존재함을 지정하려는 것이지, 하나 또는 그 이상의 다른 특징들이나 숫자, 단계, 동작, 구성요소, 부품 또는 이들을 조합한 것들의 존재 또는 부가 가능성을 미리 배제하지 않는 것으로 이해되어야 한다.
이하, 본 발명에 따른 용선 탈린 방법의 실시예를 첨부도면을 참조하여 상세히 설명하기로 하며, 첨부 도면을 참조하여 설명함에 있어, 동일하거나 대응하는 구성 요소는 동일한 도면번호를 부여하고 이에 대한 중복되는 설명은 생략하기로 한다.
도 1에 도시된 바와 같이, 극저린강 제품을 생산하기 위해 탈린-탈탄 연속 공정 기술이 이용될 수 있다. 이러한 탈린-탈탄 연속 공정은, 탈린 취련 및 탈탄 취련으로 이루어질 수 있다. 탈린 취련은 래들(10)을 이용하여 탈린 전로(20)에 용선(30)을 장입하고 이와 같이 용선(30)이 장입된 탈린 전로(20) 내에 산소를 취입함으로써 수행되며, 탈탄 취련은 탈린 취련 완료후 출탕된 용선(30)을 래들(10)을 이용하여 탈탄 전로(25)에 장입하고 이러한 탈탄 전로(25) 내에 산소를 취입하여 수행될 수 있다.
본 실시예의 경우 탈린 전로(20)를 이용한 용선(30)의 탈린 취련에 관한 것으로서 이하에서 제시되는 전로는 탈린 전로(20)를 의미한다.
본 실시예에 따르면, 도 2에 도시된 바와 같이 전로에 전로 슬래그 및 생석회를 투입하는 단계(S110), 전로에 스크랩을 장입하는 단계(S120), 전로에 용선을 장입하는 단계(S130), 전로에 산소를 취입하여 용선을 탈린 취련하는 단계(S140), 전로에 소결광을 투입하는 단계(S150), 용선을 출탕하는 단계(S160)를 포함하는 용선 탈린 방법이 제시된다.
이와 같은 본 실시예에 따르면, 전로 슬래그를 탈린 반응에 이용하고 전로 슬래그 투입량, 취련 개시 용선 내 규소 함량, 취련 종점의 슬래그 염기도와 용선 온도 등의 조업 조건을 제어함으로써, 탈린 취련의 완료후 탈린선(탈린 취련 완료 후 전로로부터 출탕되는 용선)의 회수율을 향상시킬 수 있다.
이하 도 2 내지 도 4를 참조하여 본 실시예에 따른 용선 탈린 방법에 대해 보다 구체적으로 설명한다.
도 2는 본 발명의 일 실시예에 따른 용선 탈린 방법을 나타낸 순서도이다. 도 3 및 도 4는 본 발명의 일 실시예에 따른 용선 탈린 방법에 의한 효과를 나타내는 그래프이다.
먼저 도 2에 도시된 바와 같이 전로에 전로 슬래그 및 생석회를 투입한다(S110). 후술하는 공정을 통해 전로 내에는 스크랩, 용선 등이 장입될 수 있다. 이러한 스크랩, 용선 등에 의해 전로 내벽은 손상을 입을 수 있으므로, 이를 방지하기 위해 전로 내에는 보호 생석회가 선행적으로 투입될 수 있다.
여기서 사용되는 생석회는 고체 생석회로서, 이는 용선 내 인의 산화에 따른 산화인과 반응하여 (CaO)(P2O5)를 생성함으로써 용선 내 인을 제거할 수 있다. 그리고 본 실시예의 경우 이러한 생석회와 함께 전로 슬래그가 전로에 투입되어 탈린 반응에 기여하게 되며, 이에 따라 탈린 취련 중 요구되는 생석회의 양은 크게 감소될 수 있다.
한편, 종래의 전로 슬래그는 자연 냉각 또는 수냉 후 건조되는 경우, 상기 전로 슬래그의 온도가 내려감에 따라 다양한 복합상으로의 상분리가 일어날 수 있다. 일 예로서, 이러한 복합상은 CaO·SiO2, CaO 등을 포함할 수 있다. 특히, CaO의 경우, 대기 중 수분 또는 냉각수와 반응하여 Ca(OH)2와 같은 수산화물을 생성할 수 있으며, 이때, 부피가 팽창되어 미분 형태로 상변화를 겪게 된다. 따라서, 이러한 복합 수산화물을 포함하는 전로 슬래그는, 제강 공정에 재사용하지 못하는 단점이 있다.
일 실시 예에 있어서, 상기 전로 슬래그는 다수의 볼(ball) 형태로 제조되어 전로에 투입될 수 있다. 구체적으로, 전로로부터 배출되는 고온의 용융 슬래그를 아토마이징 설비 등의 냉각 설비를 통해 급냉하여 구상화함으로써, 다수의 볼 형태로 제조할 수 있으며, 본 실시예의 경우 이러한 볼 형태로 형성된 전로 슬래그를 전로에 투입할 수 있다. 이하에서는, 이러한 볼 형태의 전로 슬래그를 슬래그 볼로 지칭하도록 한다.
본 실시 예에서, 고온의 액상 전로 슬래그를 기체 분사를 통해 급냉시켜 슬래그 볼을 제조할 때, 슬래그 볼이 고상의 Free CaO의 상을 가지지 않도록 상기 전로 슬래그의 조성을 제어할 수 있다. 즉, 즉, Free CaO와 같은 고융점 복합상이 존재하지 않도록 제어하여, 슬래그 볼이 저융점 슬래그 특성을 유지하도록 할 수 있다. 이로써, 상기 슬래그 볼은, 생석회와 용선 내 불순물과의 반응 속도를 향상시킬 수 있다. 또한, 볼 형태를 가짐으로써, 상기 슬래그 볼의 운반 및 보관이 용이하도록 할 수 있다.
상기 슬래그 볼은 산화칼슘(CaO), 이산화규소(SiO2), 산화망간(MnO), 전철분(T.Fe), 산화인(P2O5), 산화마그네슘(MgO), 및 산화알루미늄(Al2O3)를 포함하는 복합산화물로 구성될 수 있으며, 이러한 상기 슬래그 볼은 예를 들어 다음 표 1과 같은 조성을 가질 수 있다.
(단위: wt%)
CaO SiO2 MnO T.Fe P2O5 MgO Al2O3
35~50 10~18 3~6 16~30 1~3.5 5~10 1~3
본 실시예의 경우 상술한 바와 같이 산화칼슘, 전철분(산화철) 성분을 다량 함유하는 슬래그 볼을 전로에 투입하여 탈린 반응에 이용하게 되므로, 용강 내 인의 함량을 보다 효과적으로 낮출 수 있다.
이 경우 전로 슬래그는 산화칼슘, 이산화규소 및 산화철 등의 복합산화물을 포함할 수 있다. 즉, 슬래그 볼에는 산화칼슘이 복합산화물 형태로 존재하게 된다.
슬래그 재화에 사용되는 고체 생석회는, 용선 내 규소가 이산화규소가 되고, 용선 내 철이 산화철로 생성된 이후에, 이러한 이산화규소 및 산화철과 각각 반응하여 재화될 수 있다. 그러나 슬래그 볼의 경우 이미 산화칼슘, 이산화규소 및 산화철이 복합산화물 형태의 액적(droplet) 상태로 존재하므로 일반 고체 생석회보다 융점이 낮아, 슬래그가 형성되는 시간이 줄어든다. 즉, 슬래그 볼은 용선 온도가 탈탄 취련에 비해 상대적으로 낮은 본 탈린 취련 중 슬래그 재화에 보다 유리하게 작용할 수 있으므로, 용선 내 탈린 반응이 보다 원활히 일어날 수 있다.
한편, 전로에 투입되는 슬래그 볼과 생석회의 양은 다음의 수학식 1 및 2에 의해 결정될 수 있다.
(수학식 1)
Y1 = -10000ㆍX + 5000
(Y1: 슬래그 볼 투입량(kg), X: 용선 내 규소(Si) 함량(wt%), 0.15≤X≤0.5)
(수학식 2)
Y2 = 10000ㆍX + 500
(Y2: 생석회 투입량(kg), X: 용선 내 규소(Si) 함량(wt%), 0.15≤X≤0.5)
이러한 수학식 1 및 2는 다수의 탈린 조업으로부터 측정된 실험 데이터를 일반화하여 도출된 식으로서, 이러한 수학식 1 및 2를 통해 취련 개시전 용선 내 규소 함량에 따른 슬래그 볼 및 생석회의 투입량이 각각 산출될 수 있다.
슬래그 볼 내에는 이산화규소, 즉 규소 성분이 함유되어 있으며, 용선 내에 이러한 규소의 함량이 필요 이상으로 증가되는 경우 슬래그 슬로핑 현상이 일어날 수 있다. 이에 대해 본 실시예의 경우 상술한 수학식 1 및 2를 통해 취련 전 용선 내 규소 함량 증가시 그에 따라 슬래그 볼의 투입량을 감소시키고 이에 상대적으로 생석회의 투입량을 증가시킴으로써, 취련 중 슬로핑 현상이 일어나는 것을 효과적으로 방지할 수 있다.
또한 슬래그 볼 내에 함유된 이산화규소 성분으로 인해 슬래그 내 이산화규소 성분이 증가됨으로써, 탈린 취련 종점을 기준으로 슬래그 염기도(CaO/SiO2)는 1.4 내지 1.9 범위로 제어될 수 있다. 취련 종점의 슬래그 염기도가 1.9 이상이 되는 경우 슬래그의 융점이 상승되어 용선과 슬래그의 혼합 응고 현상이 일어나며 이에 따라 탈린선의 회수율이 감소하게 되나, 본 실시예의 경우 상술한 바와 같이 슬래그 볼의 투입시 제공되는 이산화규소를 통해 슬래그 염기도를 1.4 내지 1.9 범위로 제어할 수 있으므로, 탈린선의 회수율을 보다 향상시킬 수 있다.
또 한편 본 실시예에 따른 탈린 방법은 취련 온도 조건을 제어함으로써 탈린선의 회수율을 증가시킬 수 있다. 본 탈린 취련 방법은 취련 종점 온도가 섭씨 1350 내지 1390도가 되도록 조업이 제어될 수 있다. 탈린 취련은 탈린능의 확보를 위하여 종점 온도가 예를 들어 섭씨 1400도 이하가 되도록 제어되나, 취련 종점 온도가 섭씨 1350도 미만이 되는 경우 슬래그 응고에 따라 탈린선의 회수율이 감소될 수 있다.
이에 대해 본 실시예의 경우 취련 종점 온도가 섭씨 1350 내지 1390도가 되도록 공정을 제어함으로써 탈린능을 안정적으로 확보하면서도 탈린선 회수율을 최대한 확보할 수 있게 된다.
도 3 및 도 4에는 본 실시예에 따라 탈린 취련을 실시하는 경우 탈린선의 회수율과 생석회 투입량을 나타낸다. 본 실시예에 따르는 경우 도 3에 도시된 바와 같이 탈린선의 회수율이 종래 92.8%에서 94.8%까지 약 2% 향상될 수 있으며, 도 4에 도시된 바와 같이 용선 1톤당 요구되는 생석회의 투입량이 22.1톤에서 12.8톤으로 현저히 절감될 수 있다.
다음으로 도 2에 도시된 바와 같이 전로에 스크랩을 장입한다(S120). 전로에는 용선 이외에 스크랩이 장입될 수 있으며, 용선과 스크랩 간 비율은 생산되는 강종의 특성 등에 따라 변경될 수 있다.
다음으로, 도 2에 도시된 바와, 전로에 용선을 장입한다(S130). 취련 공정을 위하여, 전로 내에 래들을 이용하여 용선을 장입하는 공정으로서, 상술한 바와 같이, 전로에는 생산량 증대 등을 목적으로 용선 이외에도 스크랩이 장입될 수 있다.
다음으로, 도 2에 도시된 바와 같이 전로에 산소를 취입하여 용선을 탈린 취련한다(S140). 즉 용선 내의 탄소, 인 등의 불순물을 제거하기 위한 공정으로, 이러한 취련 공정에 의해 탄소는 일산화탄소(CO)의 형태로 제거되고, 인은 산화되어 산화인(P2O5)이 형성되며, 이러한 산화인은 취련 공정 중 전로에 투입되는 생석회 또는 슬래그 볼과 반응하여 (CaO)(P2O5)를 형성하면서 슬래그에 포집되어 제거된다.
도 2에 도시된 바와 같이 이러한 용선의 취련 공정 중에는 소결광이 투입될 수 있다(S150). 소결광은 냉각제로 기능하므로, 이러한 소결광의 투입량을 조절하여 취련 중 용선의 온도를 필요에 따라 적절히 조절할 수 있다.
다음으로 도 2에 도시된 바와 같이 용선을 출탕한다(S160). 상술한 공정을 통해 탈린 취련 공정이 완료되면 용선은 전로로부터 래들로 출탕될 수 있다. 그리고 이와 같이 용선이 출탕된 이후에는 래들을 이용하여 용선을 탈탄 전로에 장입하여 탈탄 취련이 수행될 수 있다.
도 5는 본 발명의 일 실시예에 따른 전로 취련 방법을 나타내는 순서도이다. 본 실시 예의 전로 취련 방법은 더블 슬래그 공정으로 진행될 수 있다. 상기 더블 슬래그 공정은, 단일 전로 내에서 용선에 대한 탈린 및 탈탄 공정이 연속하여 진행될 수 있다. 이때, 탈린 공정이 완료된 후에 탈린 공정 시 생성된 슬래그를 배제하는 공정이 진행되고, 이후에 탈탄 공정이 연속하여 진행될 수 있다.
도 5를 참조하면, 본 발명의 일 실시예에 따른 전로 취련 방법은, 전로 슬로그를 투입하는 단계(S210), 용선을 장입하는 단계(S220), 용선을 제1 정련하는 단계(S230), 슬래그를 배재하는 단계(S240), 용선을 제2 정련하는 단계(S250) 및 출강하는 단계(S260)를 포함할 수 있다.
전로 슬래그를 투입하는 단계(S210)는, 전로에 산화칼슘 계 복합산화물을 함유하는 전로 슬래그를 투입하는 단계이다. 일 실시 예로서, 상기 전로 슬래그는 다수의 볼 형태인 슬래그 볼로 이루어질 수 있다. 상기 슬래그 볼은 용융 상태의 전로 슬래그를 인위적으로 급냉처리한 슬래그 덩어리로서, 도 1 내지 도 4와 관련하여 상술한 실시 예의 슬래그 볼과 실질적으로 동일한 조성 및 형성을 가진다. 본 실시예에서 사용되는 슬래그 볼의 입도(직경)는 약 5mm 이하일 수 있다.
슬래그 볼은 산화칼슘(CaO)을 포함하는 복합산화물을 포함할 수 있다. 슬래그 볼은 산화칼슘(CaO), 이산화규소(SiO2) 및 산화철(FeO)의 복합산화물을 포함할 수 있다. 즉, 슬래그 볼에는 산화칼슘 계 복합산화물이 존재할 뿐, 재화되기 전의 산화칼슘 형태인 고상의 Free CaO 는 존재하지 않는다.
슬래그 메이킹에 사용되는 고체 생석회는 용선 내 규소가 이산화규소가 되고, 용선 내 철이 산화철로 생성된 이후에, 이산화규소와 산화철과 반응하여 재화될 수 있다. 그러나 슬래그 볼에서 이미 산화칼슘, 이산화규소 및 산화철이 복합산화물 형태의 액적(droplet) 상태로 존재하므로 일반 고체 생석회보다 융점이 낮아, 슬래그가 형성되는 시간이 줄어든다. 즉, 슬래그 볼은 슬래그 메이킹에 유리하게 작용한다.
슬래그 볼의 성분(wt%)은 상술한 표 1의 전로 슬래그의 성분과 동일하다. 상기와 같은 성분을 가지는 슬래그 볼은 산화칼슘을 35~50 wt% 만큼 함유하며 비교적 높은 산화칼슘 함유량을 가진다. 슬래그 볼의 원가는 고체 생석회 원가의 25%에 불과하므로, 이러한 슬래그 볼을 이용하는 것은 슬래그 메이킹에 있어서 원가 절감에 현저한 효과가 있게 된다.
이 경우, 슬래그 볼 내의 염기도는 2.7. 이상 3.5 이하일 수 있다. 염기도는 슬래그 볼 내의 이산화규소 함유량에 대한 산화칼슘의 함유량으로 산출(CaO/SiO2)될 수 있다.
또한, 슬래그 볼 내 전철분(T.Fe)의 함유량은 16~30wt% 일 수 있다. 슬래그 볼이 전로 공정에 투입되면, 전로 공정에서 생성되는 슬래그 중에서 액상으로 존재하는 슬래그 양이 증가될 수 있으며, 이에 따라, 슬래그의 유동성이 향상되어 후술하는 슬래그를 배재하는 단계(S240)에서 슬래그 배재가 보다 효율적으로 이루어질 수 있다.
특히, 또한, 슬래그 볼에 함유된 산화철은 슬래그와 용선 계면 간의 반응을 촉진시키고, 슬래그의 점성을 떨어뜨려 슬래그의 유동성을 증가시킬 수 있다. 따라서, 산화철 함유량이 많을수록 슬래그 배재 시간이 짧아진다.
슬래그를 전체의 70%를 배재하는 데에 있어서, 슬래그 볼 내 전철분의 함유량이 16~30w% 인 경우, 슬래그 볼을 투입하지 않는 전로 취련 방법에 비하여 1.3분이 단축될 수 있다. 구체적으로, 슬래그 볼을 투입하지 않은 경우엔느 약 4.4분이 소요되었으나, 상기 슬래그 볼을 투입한 경우에는 약 3.1분이 소요되었다.
한편, 슬래그 볼 내 오산화인 함유량은 1~3.5 wt% 일 수 있다. 전로의 제1 정련 후에 슬래그 내 오산화인 함유량은 4.5 내지 5 wt%이 되는데, 슬래그 볼 내에는 그보다 적은 양의 오산화인이 함유됨으로써 슬래그 볼은 탈린능을 갖출 수 있다.
용선을 장입하는 단계(S220)는, 전로에 용선을 장입하는 단계이다. 용선은 고로에서 생성되는 쇳물로, 고로에서 토페도카(torpedo ladle car)로 이동된 후 탈황처리(KR처리)된 후 전로에 장입된다.
용선을 장입하는 단계(S220)는 전로에 스크랩(고철)을 장입하는 단계를 포함할 수 있다. 용선은 철광석 등의 원료로 생성되는데, 스크랩을 활용함으로써 용선 생성에 있어서 비용을 절감할 수 있다.
이 경우, 슬래그 볼을 투입하는 단계(S210)는 전로에 보호생석회를 투입하는 단계를 포함할 수 있다. 보호생석회는 거친 스크랩으로부터 전로를 보호하는 역할을 하는 동시에 초기 슬래그 메이킹에도 참여할 수 있다. 보호생석회는 고체 생석회 형태일 수 있다.
용선을 제1 정련하는 단계(S230)는 전로 내에 산소를 취입하여 용선 내 인의 일부를 제거하는 단계이다. 용선의 탈린은 용선 내 인(P)과 산소(O2)이 반응하여 전로슬래그 내 오산화인(P2O5)이 생성되는 과정과 산화칼슘, 인 및 산소가 반응하여 슬래그 내 (CaOㆍP2O5)화합물이 생성되는 과정이다.
용선의 제1 정련 단계는 용선 내 규소 함유량이 0.3 이상 0.35 이하가 되도록 약 5분이 소요될 수 있다.
이 경우, 용선 내 인 함유량(%P)이 목표함유량 이하로 수렴하도록 용선 탈린을 실시하게 된다. 예를 들어, 저린강의 경우, 전체 전로 공정이 종료된 용강 내 인 함유량이 120ppm 이하가 되어야 하며, 제1 정련의 목표함유량은 350ppm일 수 있다. 즉, 제1 정련 종료 시 용선 내 인 함유량은 350ppm 이하가 되도록 용선을 제1 정련할 수 있다. 다만, 제1 정련의 인의 목표함유량은 강종마다 다르게 설정될 수 있다.
용선을 제1 정련하는 단계(S130)에서, 용선 정련 중에 용선 내에 생석회를 투입할 수 있다. 여기서 사용되는 생석회는 고체 생석회이며, 탈린 과정에 참여하게 된다.
전로에 슬래그 볼이 투입되지 않은 경우보다 전로에 슬래그 볼이 투입된 경우에, 용선 탈린 중 투입되는 생석회 양은 감소할 수 있다. 즉, 생석회 투입량이 적더라도 슬래그 볼 내의 산화칼슘 성분 때문에 탈린이 충분히 이루어질 수 있다.
또한, 상기 예와 같이, 생석회 투입량은 슬래그 볼의 투입량 보다 작을 수 있다. 이 경우, 탈린의 효과는 충분히 유지되는 한편, 슬래그 볼의 원가가 생석회의 원가보다 저렴하기 때문에 탈린 비용이 절감될 수 있다.
일 실시 예로서, 슬래그 볼과 생석회의 투입량은 상술한 수학식 1 및 2에 따라 결정될 수 있다. 즉, 용선 내의 규소 함량에 따라, 슬래그 볼의 투입량과 생석회의 투입량이 각각 제어될 수 있다.
슬래그를 배재하는 단계(S240)는, 용선의 제1 정련 후에 용선 상층에 부유하게 되는 슬래그를 배재하는 단계이다.
슬래그가 용선과 함께 배출되는 경우에는 용선 제2 정련 단계에서 오산화인(P2O5)이 인(P)과 산소(O2)로 다시 분리되는 현상(복린)이 발생할 수 있다. 따라서, 용선 상에 생성된 슬래그는 배출될 필요가 있다. 배재되는 슬래그는, 이산화규소(SiO2), 산화칼슘(CaO), 오산화인(P2O5) 등을 포함할 수 있다.
슬래그를 배재하는 단계에서는 전로가 경동되어 슬래그가 배출될 수 있다. 전로의 경동은 전로의 용선 배출구가 래들(ladle)을 향하도록 전로가 기울어지는 것이다.
슬래그 배재율은, 용선의 유출을 막기 위하여 70%일 수 있다.
한편, 상술한 바와 같이, 슬래그 볼에 함유된 산화철은 슬래그와 용선 계면 간의 반응을 촉진시키고, 슬래그의 점성을 떨어뜨려 슬래그의 유동성을 증가시킬 수 있다. 이에 의하여 슬래그 배재 시간이 단축될 수 있다. 또한, 슬래그의 유동성이 증가함으로써, 슬래그 배재가 보다 효율적으로 이루어질 수 있다.
용선을 제2 정련하는 단계(S250)는 전로에 산소를 재취입하여 용선 내 인과 탄소를 일부 제거(탈린, 탈탄)하는 공정이다. 제2 정련은 1600℃ 이상의 온도에서 이루어지며, 탈탄은 용선 내 탄소는 산소(O2)와 반응하여 이산화탄소(CO2)가 되는 과정이다. 저린강의 경우, 제2 정련을 거친 용선 내 인 함유량은 120ppm 이하가 된다. 또한, 제2 정련을 거친 용선은 용강이 된다.
출강하는 단계(S260)는 전로로부터 용강을 배출하는 단계이다. 상기 단계에서 슬래그는 용강과 함께 배출되지 않는다. 이 경우, 다트(dart)를 투입하는 등의 방법으로 슬래그를 제외한 용강만을 전로로부터 배출하게 된다.
상술한 바와 같이, 본 발명의 일 실시예에 따른 전로 취련 방법에 의하면, 제1 정련에서의 인 제어 능력이 탁월해지고, 슬래그 배재 시간이 단축될 수 있다.
일 예로서, 제1 정련 후 슬래그를 70% 배재하는 데 있어서, 슬래그 볼 투입이 없는 경우에 비하여 1.3 분 정도 단축되었다.
이상, 본 발명의 일 실시예에 대하여 설명하였으나, 해당 기술 분야에서 통상의 지식을 가진 자라면 특허청구범위에 기재된 본 발명의 사상으로부터 벗어나지 않는 범위 내에서, 구성 요소의 부가, 변경, 삭제 또는 추가 등에 의해 본 발명을 다양하게 수정 및 변경시킬 수 있을 것이며, 이 또한 본 발명의 권리범위 내에 포함된다고 할 것이다.

Claims (17)

  1. 전로에 산화칼슘(CaO)과 이산화규소(SiO2)를 함유한 전로 슬래그, 및 생석회를 투입하는 단계;
    상기 전로에 용선을 장입하는 단계;
    상기 전로에 산소를 취입하여 상기 용선을 탈린 취련하는 단계; 및
    상기 탈린 취련이 완료된 상기 용선을 상기 전로로부터 출탕하는 단계를 포함하는 용선 탈린 방법.
  2. 제1항에 있어서,
    상기 전로 슬래그는 다수의 볼(ball) 형태의 슬래그 볼인 것을 특징으로 하는 용선 탈린 방법.
  3. 제2항에 있어서,
    상기 전로에 투입되는 상기 슬래그 볼의 양은 하기 수학식 1에 의해 결정되고, 상기 전로에 투입되는 상기 생석회의 양은 하기 수학식 2에 의해 결정되는 것을 특징으로 하는 용선 탈린 방법.
    (수학식 1)
    Y1 = -10000ㆍX + 5000
    (Y1: 슬래그 볼 투입량(kg), X: 용선 내 규소(Si) 함량(wt%), 0.15≤X≤0.5)
    (수학식 2)
    Y2 = 10000ㆍX + 500
    (Y2: 생석회 투입량(kg), X: 용선 내 규소(Si) 함량(wt%), 0.15≤X≤0.5)
  4. 제3항에 있어서,
    상기 용선을 탈린 취련하는 단계 이후의 슬래그 염기도(CaO/SiO2)는 1.4 내지 1.9인 것을 특징으로 하는 용선 탈린 방법.
  5. 제2항에 있어서,
    상기 슬래그 볼은 산화칼슘, 이산화규소, 산화망간(MnO), 전철분(T.Fe), 산화인(P2O5), 산화마그네슘(MgO), 및 산화알루미늄(Al2O3)를 포함하여 이루어지는 것을 특징으로 하는 용선 탈린 방법.
  6. 제1항에 있어서,
    상기 용선을 탈린 취련하는 단계 이후의 상기 용선 온도는 섭씨 1350 내지 1390도인 것을 특징으로 하는 용선 탈린 방법.
  7. 제1항에 있어서,
    상기 전로에 상기 전로 슬래그와 상기 생석회를 투입하는 단계와 상기 전로에 상기 용선을 장입하는 단계 사이에,
    상기 전로에 스크랩을 장입하는 단계를 더 포함하고,
    상기 용선을 탈린 취련하는 단계 중에,
    상기 전로에 소결광을 투입하는 단계를 더 포함하는 용선 탈린 방법.
  8. 전로에 산화칼슘 계 복합산화물을 함유하는 전로 슬래그를 투입하는 단계;
    상기 전로 내에 용선을 장입하는 단계;
    상기 전로 내에 산소를 취입하여 상기 용선을 제1 정련하는 단계;
    상기 용선 상층에 생성된 슬래그를 배재하는 단계;
    상기 전로 내에 산소를 재취입하여 상기 용선을 제2 정련하는 단계; 및
    상기 용선을 출강하는 단계를 포함하는 전로 취련 방법.
  9. 제8항에 있어서,
    상기 전로 슬래그는 산화칼슘(CaO), 이산화규소(SiO2) 및 산화철(FeO)의 복합산화물을 포함하는 슬래그 볼로 이루어지는 것을 특징으로 하는 전로 취련 방법.
  10. 제9항에 있어서,
    상기 슬래그 볼 내 이산화규소 함유량에 대한 산화칼슘의 함유량으로 산출되는 염기도는 2.7 이상 3.5 이하인 것을 특징으로 하는 전로 취련 방법.
  11. 제9항에 있어서,
    상기 슬래그 볼 내 전철분(T.Fe)의 함유량은 16~30 wt%인 것을 특징으로 하는 전로 취련 방법.
  12. 제9항에 있어서,
    상기 슬래그 볼은 오산화인(P2O5)을 포함하고,
    상기 슬래그 볼 내 오산화인 함유량은 1~3.5 wt% 인 것을 특징으로 하는 전로 취련 방법.
  13. 제8항에 있어서,
    상기 제1 정련하는 단계에서,
    상기 용선 내에 생석회를 투입하는 것을 특징으로 하는 전로 취련 방법.
  14. 제8항에 있어서,
    슬래그를 배재하는 단계에서는,
    상기 전로를 경동하여 슬래그를 배출하는 것을 특징으로 하는 전로 취련 방법.
  15. 산화칼슘(CaO) 35~50 wt%, 이산화규소(SiO2) 10~18 wt%, 산화망간(MnO) 3~6 wt%, 전철분(T.Fe) 16~30 wt%, 오산화인(P2O5) 1~3.5 wt%, 산화마그네슘(MgO) 5~10 wt%, 및 산화알루미늄(Al2O3) 1~3 wt%를 포함하는 조성물로서, 용선의 취련 공정에 적용되는 슬래그 볼.
  16. 제15 항에 있어서,
    상기 조성물은 입도가 0 초과 5 mm 이하인 전로 슬래그인
    슬래그 볼.
  17. 제15 항에 있어서,
    상기 조성물 내의 염기도는 2.7 이상 3.5 이하인
    슬래그 볼.
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