WO2022054555A1 - 低リン溶鉄の製造方法 - Google Patents

低リン溶鉄の製造方法 Download PDF

Info

Publication number
WO2022054555A1
WO2022054555A1 PCT/JP2021/030769 JP2021030769W WO2022054555A1 WO 2022054555 A1 WO2022054555 A1 WO 2022054555A1 JP 2021030769 W JP2021030769 W JP 2021030769W WO 2022054555 A1 WO2022054555 A1 WO 2022054555A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
slag
molten iron
iron
phosphorus
low
Prior art date
Application number
PCT/JP2021/030769
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
信彦 小田
将教 丹野
令 山田
Original Assignee
Ｊｆｅスチール株式会社
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Ｊｆｅスチール株式会社 filed Critical Ｊｆｅスチール株式会社
Priority to EP21866515.6A priority Critical patent/EP4212637A4/en
Priority to JP2021567886A priority patent/JP7020601B1/ja
Priority to CN202180052699.4A priority patent/CN115989324A/zh
Priority to US18/022,802 priority patent/US20230313330A1/en
Priority to KR1020237011475A priority patent/KR20230061515A/ko
Publication of WO2022054555A1 publication Critical patent/WO2022054555A1/ja

Links

Images

Classifications

    • 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
    • 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
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/54—Processes yielding slags of special composition
    • 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
    • C21C1/00—Refining of pig-iron; Cast iron
    • C21C1/02—Dephosphorising or desulfurising
    • 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
    • C21C7/076—Use of slags or fluxes as treating agents
    • 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
    • C21C2300/00—Process aspects
    • C21C2300/08—Particular sequence of the process steps
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P40/00—Technologies relating to the processing of minerals
    • Y02P40/40—Production or processing of lime, e.g. limestone regeneration of lime in pulp and sugar mills

Definitions

  • the present invention relates to a method for producing low phosphorus molten iron.
  • the dephosphorization ability (Lp) of slag in the refining process of molten iron is, for example, the composition of iron (Fe) component (% T.Fe) and the composition of calcium oxide (CaO) component (% CaO) and slag temperature contained in slag.
  • T ° C.
  • T.I. Fe represents total iron.
  • the coefficients a, b, and c are empirically obtained numerical values and differ depending on the shape of the electric furnace for steelmaking and the stirring conditions of molten iron.
  • T slag temperature
  • % T.Fe the higher the composition of the iron component contained in the slag
  • Lp dephosphorization ability
  • the higher the composition (% CaO) of calcium oxide (CaO) in the slag the higher the dephosphorization ability (Lp) in the slag can be maintained.
  • the minimum temperature of molten iron is determined by the concentration of the carbon component contained in the molten steel. Therefore, it is difficult to improve the dephosphorization ability (Lp) of slag by lowering only the slag temperature T (° C.). Further, in the iron refining process in the electric furnace for steelmaking, excessive combustion of iron is not desirable because it causes a decrease in iron yield. Therefore, it is not desirable to increase the composition (% T.Fe) of the iron (Fe) component in order to improve the dephosphorization ability (Lp) of the slag.
  • the components contained in the slag produced in the electric furnace for steelmaking are silicon (Si), aluminum (Al), and manganese (Al) derived from solid iron sources.
  • Metal oxides such as Mn), chromium (Cr), nickel (Ni), and magnesium oxide (MgO) separately added to protect the furnace body of an electric furnace for steelmaking.
  • Mn metal oxide
  • Cr chromium
  • Ni nickel
  • MgO magnesium oxide
  • Patent Document 1 discloses a method for producing a precursor of stainless steel, in which an iron carrier is largely decarburized and dephosphorized with oxygen in the first production step, and then a slag product is obtained from the iron carrier. It has been proposed to separate.
  • hot water is discharged once after melting an iron carrier, and dephosphorization treatment is performed in another electric furnace for steelmaking to separate metal oxides and molten iron that are inevitably mixed once. This reduces the calcium oxide (CaO) intensity used.
  • Patent Document 2 proposes a refining method for efficiently removing Si and P from hot metal that has not been previously removed from Si.
  • the above-mentioned refining method is a method for dephosphorizing molten iron, which is subjected to a de-Si treatment in the same conversion furnace and then discharged to perform a de-P step.
  • the fluidity of the slag that can be discharged is ensured by setting the (CaO) / (SiO 2 ) weight ratio of the slag after desiliconization to 0.3 or more and 1.3 or less.
  • Patent Document 3 proposes a refining method for dephosphorizing molten steel containing 1.0 to 2.0% by mass of Cr without substantially using an auxiliary raw material containing CaF 2 .
  • the yield of the added alloy is improved by performing slag or slag removal a plurality of times during refining in an electric furnace for steelmaking.
  • Japanese Unexamined Patent Publication No. 8-225880 Japanese Unexamined Patent Publication No. 10-152714 Japanese Unexamined Patent Publication No. 2013-1915
  • the present invention has been made in view of such circumstances, and by effectively separating the slag after melting the solid iron source from the molten iron, the lime basic unit required for lowering the phosphorus content of the molten iron is reduced.
  • the purpose of the present invention is to propose a method for producing low-phosphorus molten iron, which can efficiently produce low-phosphorus molten iron in an electric furnace for steelmaking.
  • the inventors focused on the fact that the solid phase ratio and viscosity of slag produced by an electric furnace for steelmaking at 1500 ° C. or higher greatly change depending on the composition.
  • the slag composition ratio C to be discharged is C.
  • the lime basic unit required for low phosphorus of molten iron is reduced, and low phosphorus molten iron is efficiently produced in an electric furnace for steelmaking. I found that I could do it.
  • the slag composition ratio C / (S + A) is the CaO concentration (C) divided by the sum of the SiO 2 concentration (S) and the Al 2 O 3 concentration (A) based on the mass in the slag. do.
  • the present invention has been made based on the above findings, and the gist thereof is as follows.
  • the first step of charging a solid iron source and optionally a molten iron source and melting and heating those raw materials using electric energy, and one of the slags produced during melting. Includes a second step of removing parts or all, a third step of adding a dephosphorizing flux after the second step to perform a dephosphorizing treatment, and a fourth step of discharging purified low-phosphorus molten iron.
  • a method for producing low phosphorus molten iron which comprises adjusting the slag composition ratio C / (S + A) discharged in the second step within the range of 0.25 or more and 0.70 or less.
  • the method for producing the low-phosphorus molten iron of the present invention according to the present invention is described.
  • Etc. may be a more preferable solution.
  • the lime basic unit required for lowering the phosphorus level of the molten iron is reduced, and the low phosphorus molten iron can be efficiently produced in the electric furnace for steelmaking. Can be manufactured.
  • scrap containing aluminum (Al) or reduced iron containing a few percent of aluminum oxide is used as a solid iron source for producing molten iron. Therefore, the slag produced in the electric furnace for steelmaking contains a particularly high concentration of aluminum oxide (Al 2 O 3 ) among the above oxides. Therefore, in evaluating the dephosphorization ability (Lp) of slag and the slag elimination property, not only the calcium oxide (CaO) concentration and the silicon dioxide (SiO 2 ) concentration but also the aluminum oxide (Al 2 O 3 ) concentration are used. A slag design that takes into consideration is required.
  • the technical problem when slag is discharged from the electric furnace for steelmaking is that the molten iron trapped in the slag is discharged from the electric furnace for steelmaking at the same time as the slag, and the iron yield is lowered.
  • form the slag as much as possible to reduce the bulk density of the slag and reduce the density of molten iron to the bulk density of the slag. It is important to separate the specific gravity by making it relatively large.
  • the inventors have divided the CaO concentration (C) in the slag discharged by the sum of the SiO 2 concentration (S) and the Al 2 O 3 concentration (A) (CaO / (SiO). 2 + Al 2 O 3 ) was defined as the slag composition ratio C / (S + A).
  • C, S, and A were CaO concentration, SiO 2 concentration, and Al 2 respectively.
  • the O3 concentration is shown.
  • a solid iron source and a molten iron source are optionally charged into an electric furnace for steelmaking, and slag generated when the raw materials are melted using electric energy.
  • the viscosity of the slag is appropriately controlled. It was found that the forming of slag can be promoted. Then, they have found a method for effectively producing low-phosphorus molten iron by performing intermediate slag slag under conditions that can promote slag forming.
  • FIG. 1 is a flow chart showing a basic configuration of a method for producing low-phosphorus molten iron according to the first embodiment of the present invention.
  • a part or all of the slag generated at the time of melting the raw material is intermediate between the first step (S0) of melting the raw material such as a solid iron source. It includes a second step (S1) of discharging, a third step (S2) of performing a dephosphorization treatment, and a fourth step (S3) of discharging purified low-phosphorus molten iron.
  • the method for producing low phosphorus molten iron of the present embodiment further includes a step of dissolving the raw material (S4) and a step of discharging slag (S5) after the hot water discharge (S3) of the fourth step.
  • the first step (S0) is a step in which a solid iron source and a molten iron source are optionally charged into the furnace of an electric furnace for steelmaking, and the raw materials are melted and heated by using electric energy. Only a solid iron source such as scrap or reduced iron may be charged into the furnace of an electric furnace for steelmaking, or not only a solid iron source but also a molten iron source may be optionally charged. .. Further, as the molten iron source, molten iron obtained by dissolving solid molten iron in another process may be used, or it may be left in the furnace of an electric furnace for steelmaking after being manufactured in a process that is the first stage of the first step and having hot water discharged. The molten iron may be reused.
  • the electric energy supplied for melting the solid iron source and the molten iron source optionally charged and for heating the raw materials thereof only electric energy may be used, and not only electric energy but also electric energy may be used.
  • Thermal energy such as metal combustion heat and carbon combustion heat may be used as a supplement.
  • the solid iron source charged in the electric furnace for steelmaking is melted by electric energy to produce molten iron and slag.
  • the temperature inside the electric furnace for steelmaking after melting is 1500 ° C. or higher. Further, the temperature of the slag is raised to 1500 ° C. or higher along with the temperature of the molten iron.
  • the second step (S1) is a step of discharging a part or all of the solid iron source charged in the electric furnace for steelmaking and optionally the slag generated at the time of melting the molten iron source. That is, in the second step, a part or all of the slag produced in the first step is intermediately discharged.
  • the method for producing low-phosphorus molten iron of the present embodiment can discharge the produced slag without lowering the iron yield by appropriately controlling the forming state of the slag in this intermediate slag removal step. Will be.
  • the method for producing low-phosphorus molten iron of the present embodiment has a slag composition ratio of CaO / (SiO 2 + Al 2 O) in order to promote slag forming and improve the slag dephosphorization ability (Lp) in the second step.
  • the value of 3 ) is set in a specific range.
  • the slag composition ratio is indicated by C / (S + A), and is obtained by dividing the CaO concentration (C) by the sum of the SiO 2 concentration (S) and the Al 2 O 3 concentration (A) based on the mass in the slag. And.
  • the viscosity of the slag is small and slag forming is unlikely to occur.
  • the iron yield of time will decrease.
  • the slag in which the value of the slag composition ratio C / (S + A) is kept small most of the slag becomes a solid phase, or the SiO 2 concentration is very high, so that the slag becomes a highly viscous slag. .. Therefore, the slag in which the value of the slag composition ratio C / (S + A) is kept small has a property that slag forming is not easily promoted. As a result, the yield of iron when slag is discharged is reduced.
  • the inventors appropriately controlled the viscosity of the slag by setting the value of C / (S + A), which is the slag composition ratio, to 0.25 or more and 0.70 or less, and slag forming. Found that it can be promoted.
  • the inventors conducted a physicochemical study in an appropriate range capable of promoting forming in the slag produced during the production of low-phosphorus molten iron.
  • FIG. 2 is a CaO-SiO 2 -Al 2 O 3 system three-component phase diagram showing an appropriate range in which slag forming can be promoted.
  • the area surrounded by the frame is the area where slag forming can be promoted. That is, in FIG. 2, the region surrounded by the frame indicates a region in which the value of C / (S + A) is 0.25 or more and 0.70 or less.
  • FIG. 2 is based on the CaO-SiO 2 - Al2O3 system three -component phase diagram described in Non-Patent Document 1, and based on the experimental results, an appropriate range capable of promoting slag forming can be determined. It is a three-component system state diagram additionally described.
  • the ratio of the solid phase can be easily controlled under the condition of the slag composition ratio of the three components of the CaO-SiO 2 -Al 2 O 3 system specified by the region surrounded by the frame. Therefore, by increasing the viscosity of the slag having the slag composition ratio, the slag forming of the slag produced at the time of melting the solid iron source or the like is promoted.
  • the mass of the limestone containing calcium oxide (CaO) charged into the electric furnace for steelmaking is grasped in advance. It is desirable to keep it.
  • the mass of the lime source charged into the electric furnace for steelmaking may be a value derived by empirical measurement based on the type of solid iron source, the type of molten iron source, the melting temperature of the raw material, and the like.
  • the method of discharging the slag existing in the furnace of the steelmaking electric furnace to the outside of the system of the steelmaking electric furnace is generally to discharge the slag to the outside of the system by tilting the steelmaking electric furnace.
  • all the slag existing in the electric furnace for steelmaking may be discharged to the outside of the electric furnace for steelmaking, or a part thereof may be discharged.
  • iron grains often remain in the slag, and the iron grains are discharged to the outside of the system together with the slag residue.
  • the volume inside the electric furnace for steelmaking may be relatively small, and a part of the slag may be discharged to the outside of the electric furnace for steelmaking without tilting the electric furnace for steelmaking. Even in this case, in order to reduce the amount of dephosphorizing flux added in the third step of the next step, it is desirable to discharge 40% (mass ratio) or more of the total amount of slag generated in the furnace.
  • dephosphorizing flux is added to the inside of the electric furnace for steelmaking in which all or part of the slag is removed in the second step (S1) to remove phosphorus in the molten iron. It is a step to remove. That is, in the third step, after the slag is discharged, the dephosphorization flux is added to the inside of the electric furnace for steelmaking to perform the dephosphorization treatment.
  • the concentration of calcium oxide (CaO) in the slag is increased by adding the dephosphorizing flux into the furnace of the electric furnace for steelmaking (S2).
  • the amount of dephosphorylated flux added may be set so that the value of the slag composition ratio C / (S + A) is set in a specific range.
  • the dephosphorizing flux used for the dephosphorizing treatment in the third step is not particularly limited as long as it contains calcium oxide (CaO), and may be lime or premelt flux.
  • the refining reaction may be promoted by performing heat compensation by energizing the electric furnace for steelmaking or stirring by blowing gas into the electric furnace for steelmaking.
  • the phosphorus concentration in the low-phosphorus molten iron obtained by the method for producing low-phosphorus molten iron of the present embodiment varies depending on the type of steel material (steel type). Generally, the phosphorus concentration in low phosphorus molten iron is 0.030% by mass or less, but phosphorus is calculated from the charged solid iron source, auxiliary raw materials, and the total amount of added phosphorus obtained from the residue in the furnace. This method can be applied when melting molten iron having a concentration lower than the concentration.
  • the fourth step (S3) is a step of discharging low-phosphorus molten iron from which phosphorus has been removed by the dephosphoric acid treatment in the third step. That is, in the fourth step, the molten iron from which the phosphorus obtained in the third step has been removed is discharged.
  • low-phosphorus molten iron can be produced using a solid iron source as a raw material by adopting the first to fourth steps. That is, in the method for producing low-phosphorus molten iron of the present embodiment, low-phosphorus molten iron can be produced by using the first to fourth steps as one unit.
  • the molten iron remaining in the furnace of the electric furnace for steelmaking can be used as a molten iron source to continuously produce low-phosphorus molten iron. That is, the molten iron remaining in the furnace of the electric furnace for steelmaking may be used as a molten iron source to be charged into the electric furnace for steelmaking in the first step which is the raw material melting step (S4) of the new manufacturing unit.
  • the low-phosphorus molten iron production method of the present embodiment is continuously produced (S4), the silicon and aluminum oxide remaining in the system increase, so that the benefit of this method is obtained. Can be greatly received.
  • the method for producing low-phosphorus molten iron of the present embodiment since the molten iron that has been melted and heated can be continuously produced, there is no large heat loss.
  • the slag composition ratio of slag produced when the solid iron source is melted is adjusted, slag forming is promoted, and slag and molten iron are effectively separated.
  • the lime basic unit required to reduce the phosphorus content of the molten iron can be reduced, and low-phosphorus molten iron can be efficiently produced in an electric furnace for steelmaking.
  • the method for producing low-phosphorus molten iron of the present embodiment has a slag composition ratio C / (S + A) of 0.80 or more and 2.80 or less in the third step (S2) of the method for producing low-phosphorus molten iron of the first embodiment. It is characterized by adjusting within the range of.
  • the value of the slag composition ratio C / (S + A) in the third step may be 0.80 or more. desirable.
  • the value of the slag composition ratio C / (S + A) is 0.80 or more, low phosphorus molten iron can be obtained without excessively oxidizing iron. As a result, the yield of iron is improved, which is preferable.
  • the value of the slag composition ratio C / (S + A) in the third step is 2.80 or less.
  • the value of the slag composition ratio C / (S + A) is 2.80 or less, even if the amount of added limestone is excessive, the added slag does not slag and does not contribute to dephosphorization, and is outside the system. It is preferable because it is not discharged.
  • the slag composition ratio of the slag after the dephosphorization treatment is adjusted to reduce the phosphorus content of the molten iron. It is possible to reduce the lime basic unit required for conversion and efficiently produce low-phosphorus molten iron in an electric furnace for steelmaking.
  • a part of molten iron remains in the furnace of an electric furnace for steelmaking, and low-phosphorus molten iron can be continuously produced.
  • the energization efficiency of the electric furnace for steelmaking can be improved by leaving a part of the molten iron in the furnace of the electric furnace for steelmaking.
  • S4 low phosphorus molten iron is continuously produced
  • the amount of silicon and aluminum oxide remaining in the system increases, so that the benefit of this method can be greatly benefited.
  • phosphorus in the slag remaining in the furnace is also carried over to the next process at the same time, so it is desirable to remove a part of the slag from the slag again before the hot water is discharged (S5).
  • hot water is discharged while a part of the purified low-phosphorus molten iron is left in the furnace, and a new solid iron source and an optional molten iron source are used. It can be additionally charged to continuously melt molten iron.
  • the present invention may be applied to a system composed of a plurality of devices, or may be applied to a single device. Further, the present invention is also applicable when an information processing program that realizes the functions of the embodiment is supplied to a system or an apparatus and executed by a built-in processor. In order to realize the functions of the present invention on a computer, a program installed in the computer or a medium containing the program is also included in the technical scope of the present invention.
  • Example 1 A 230-ton scale electric furnace for steelmaking was adopted as the electric furnace for steelmaking. Scrap and reduced iron were charged into this electric furnace for steelmaking. The temperature inside the electric furnace for steelmaking was set to 1500 ° C., and the temperature was raised at a predetermined heating rate to melt and heat the scrap and reduced iron. A part of the slag generated during the melting of scrap and reduced iron was intermediately discharged to the outside of the electric furnace. In the method for producing low phosphorus molten iron of Example 1, the value of the slag composition ratio C / (S + A) at the time of intermediate slag was set to 0.34.
  • Calcium oxide was added as a dephosphorization flux to the molten iron generated during the dissolution of scrap and reduced iron, and the dephosphorization treatment was performed with sufficient stirring under predetermined conditions.
  • the dephosphorization flux was added separately at the time of melting scrap or the like (first time) and at the time of reaching the temperature set as the temperature in the electric furnace (second time).
  • first time the time of melting scrap or the like
  • second time the time of reaching the temperature set as the temperature in the electric furnace
  • the value of the slag composition ratio C / (S + A) after the dephosphorization treatment was set to 1.20.
  • Example 1 the slag composition ratio at the time of intermediate slag discharge (second step) is used as the slag design condition, and the slag composition ratio after the dephosphorization treatment (third step) is used as the slag composition ratio after the dephosphorization treatment. It was shown to.
  • Table 1 shows the slag design conditions and the slag removal conditions in Example 1.
  • low-phosphorus molten iron was produced using the same steel grade with the same P upper limit standard as a raw material, and hot water was discharged. The purified low-phosphorus molten iron was discharged four times.
  • the slag composition ratio changed during continuous operation, but did not change significantly, so the average value of the slag composition ratio of the purified low-phosphorus molten iron during the slag intermediate discharge and after the dephosphorization treatment is shown. rice field. Further, in the first embodiment, in order to reduce the introduction of phosphorus into the furnace of the steelmaking metal furnace as much as possible, continuous operation is performed by removing a part of the slag after dephosphorization and before the hot water is discharged under all conditions. The amount of phosphorus brought in was suppressed.
  • Examples 2 to 5 The slag composition ratio during the slag intermediate slag treatment in the second step is changed within the range of 0.25 or more and 0.70 or less, and the slag composition ratio after the dephosphorization treatment in the third step is 0.80 or more and 2.80.
  • Low phosphorus molten iron was produced in the same manner as in Example 1 except that the changes were made within the following range.
  • Table 1 shows the slag design conditions and the slag removal conditions in Examples 2 to 5.
  • Comparative Examples 1 to 5 In Comparative Example 1 and Comparative Example 4, low phosphorus molten iron was produced without performing intermediate slag slag discharge. Further, in Comparative Examples 2, 3 and 5, slag intermediate slag was carried out, except that the slag composition ratio at the time of slag intermediate slag treatment was changed within the range of 0.25 or more and 0.70 or less. Low phosphorus molten iron was produced in the same manner as in 1. Table 1 shows the slag design conditions and the slag slag removal conditions in Comparative Examples 1 to 5.
  • the value of the slag composition ratio CaO / (SiO 2 + Al 2 O 3 ) of the slag produced at the time of melting the solid iron source or the like is 0.25 or more. Since it is 70 or less, it is clarified that the slag field can be suppressed without lowering the iron yield.
  • the lime basic unit required for reducing the phosphorus content of the molten iron is reduced and the low phosphorus molten iron is efficiently produced in an electric furnace.
  • the low-phosphorus molten iron produced by the method for producing low-phosphorus molten iron of the present invention has a high oxygen concentration in the molten iron. Therefore, it becomes difficult to absorb nitrogen. Therefore, the method for producing low-phosphorus molten iron of the present invention is also useful as a method for obtaining high-purity molten iron. It is also useful to melt the molten iron having a predetermined component concentration by combining the molten iron discharged by this method and the molten iron melted in another refining container.
  • the method for producing low-phosphorus molten iron of the present invention is industrially useful because it reduces the lime basic unit required for reducing the phosphorus content of molten iron and can efficiently produce low-phosphorus molten iron in an electric furnace.

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)

Abstract

固体鉄源溶解後のスラグを効果的に溶鉄と分離することで、溶鉄の低リン化に要する石灰原単位を低減し、効率的に製鋼用電気炉で低リン溶鉄を製造する方法を提案する。低リン溶鉄の製造方法において、固体鉄源と、任意選択的に溶鉄源とを装入し、電気エネルギーを用いてそれら原料を溶解、昇熱する第一工程と、溶解時に生成したスラグの一部またはすべてを排滓する第二工程と、前記第二工程の後に脱リンフラックスを添加して脱リン処理を行う第三工程と、精製した低リン鉄を出湯する第四工程を含み、第二工程で排滓するスラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）を０．２５以上０．７０以下の範囲内に調整する低リン溶鉄の製造方法である。ここで、スラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）は、スラグ中の質量基準で、ＣａＯ濃度（Ｃ）をＳｉＯ２濃度（Ｓ）とＡｌ２Ｏ３濃度（Ａ）との和で除したものとする。

Description

低リン溶鉄の製造方法
　本発明は、低リン溶鉄を製造する方法に関する。
　製鋼用電気炉を用いた溶鉄の精錬工程においては、製鋼用電気炉に電気エネルギーを供給して固体鉄源を含む原料を溶解したのちに、酸素源および脱リンフラックスを供給することにより、溶鉄中のリン濃度を制御する方法が主流である。溶鉄の精錬工程におけるスラグの脱リン能（Ｌｐ）は、例えば、スラグに含まれる鉄（Ｆｅ）成分の組成（％Ｔ．Ｆｅ）と酸化カルシウム（ＣａＯ）成分の組成（％ＣａＯ）とスラグ温度Ｔ（℃）を用いて、以下に示される一般式（１）によって記述される。ここで、Ｔ．Ｆｅは全鉄を表す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-M000001
　上記一般式（１）において、係数ａ,ｂ,ｃは、経験的に得られる数値であって、製鋼用電気炉の形状、溶鉄の撹拌条件によって異なる。一般にスラグ温度Ｔ（℃）が低ければ低い程、スラグに含まれる鉄成分の組成（％Ｔ．Ｆｅ）が高ければ高い程、スラグの脱リン能（Ｌｐ）を高く維持することができる。また、スラグ中の酸化カルシウム（ＣａＯ）の組成（％ＣａＯ）が高ければ高い程、スラグ中の脱リン能（Ｌｐ）を高く維持することができる。結果として、スラグ温度Ｔ（℃）を低くし、スラグ中の酸化カルシウム（ＣａＯ）の組成（％ＣａＯ）を高くすることにより、溶鉄中のリン濃度を低下させた低リン溶鉄を製造することができる。
　しかしながら、製鋼用電気炉における鉄の精錬工程においては、溶製される鋼に含まれる炭素成分の濃度により溶鉄の最低温度が決定される。このため、スラグ温度Ｔ（℃）のみを低下させることによって、スラグの脱リン能（Ｌｐ）を向上させることは困難である。また、製鋼用電気炉における鉄の精錬工程において、鉄を過剰に燃焼することは、鉄の歩留まりの低下を招くため望ましくない。このため、スラグの脱リン能（Ｌｐ）を向上させるために鉄（Ｆｅ）成分の組成（％Ｔ．Ｆｅ）を増加させることは望ましくない。したがって、製鋼用電気炉における鉄の精錬工程において、スラグ中の酸化カルシウム（ＣａＯ）の組成（％ＣａＯ）を増加させることにより、スラグの脱リン能（Ｌｐ）を確保することが主流となっている。
　製鋼用電気炉において生成するスラグに含まれる成分は、酸化カルシウム（ＣａＯ）、鉄酸化物（Ｆｅ２Ｏ３）の他に固体鉄源に由来するシリコン（Ｓｉ）、アルミニウム（Ａｌ）、マンガン（Ｍｎ）、クロム（Ｃｒ）、ニッケル（Ｎｉ）等の金属酸化物、製鋼用電気炉の炉体を保護するために別途添加される酸化マグネシウム（ＭｇＯ）である。スラグに含まれる酸化カルシウム（ＣａＯ）の組成（％ＣａＯ）を高い割合で維持するためには、これらの上記金属酸化物が鉄の精錬工程において生成するスラグに不可避的に混入することを考慮して、酸化カルシウム（ＣａＯ）をスラグに添加する必要がある。
　しかしながら、スラグに大量の酸化カルシウム（ＣａＯ）を添加する場合には、過剰量のスラグが発生する。また、スラグに大量の酸化カルシウム（ＣａＯ）を添加するためには、大量の石灰を石灰源として準備しなければならないため、製造コストが嵩むという問題点がある。特に、近年では固体鉄源の品質がきわめて劣化しているため、スラグに不可避的に混入する上記金属酸化物の量が増えるので、必要となる石灰原単位が顕著に増加する。
　そこで、スラグの脱リン能（Ｌｐ）を確保しつつ、石灰原単位を減少させる技術として、以下のような方法が提案されている。例えば、特許文献１には、ステンレス鋼の前駆物質の製造方法が開示されており、最初の製造工程で鉄キャリアを酸素により大きく脱炭するとともに脱リンし、その後に、そこからスラグ生成物を分離することが提案されている。上記ステンレス鋼の前駆物質の製造方法は、鉄キャリアを溶解させた後に一度出湯して、別の製鋼用電気炉において脱リン処理を施し、不可避的に混入する金属酸化物と溶鉄を一度分離することによって、使用する酸化カルシウム（ＣａＯ）原単位を低減している。
　また、特許文献２には、予め脱Ｓｉ処理されていない溶銑を効率良く脱Ｓｉ、脱Ｐ処理するための精錬方法が提案されている。上記精錬方法は、同一転炉内において脱Ｓｉ処理をしたのちに排滓し、脱Ｐ工程を行う溶鉄の脱リン方法である。この脱リン方法では、脱珪後のスラグの（ＣａＯ）／（ＳｉＯ２）重量比を０．３以上１．３以下にすることにより排滓可能なスラグの流動性を確保している。
　さらに、特許文献３には、ＣａＦ２を含む副原料を実質的に使用せずに、Ｃｒを１．０～２．０質量％含有する溶鋼を脱リンする精錬方法が提案されている。この精錬方法は、製鋼用電気炉での精錬中に流滓ないし除滓を複数回行うことで、添加合金の歩留を向上させている。
特開平８－２２５８８０号公報 特開平１０－１５２７１４号公報 特開２０１３－１９１５号公報
Slag Atlas 2nd edition : Verlag Stahleisen GmbH, (1995)
　しかしながら、上記従来技術には以下の問題がある。特許文献１に記載の製造方法では、出湯工程における放散熱が大きく、その熱を補償する為に電気エネルギーないし燃焼熱エネルギーを製鋼用電気炉に別途供給する必要があった。
　また、特許文献２に記載の精錬方法において、転炉型の精錬炉における、溶鉄の炭素濃度が比較的高く、融点が低い鉄源を溶解する際の知見が報告されている。しかしながら、電気炉においては、融点が高い固体鉄源を溶解して製造されるため、一般的に溶鉄温度を１５００℃以上としなければならない。よって、上記精錬方法において、上記精錬炉の内部に存在する溶鉄の流動性は、溶鉄と共存するスラグの流動性と大きく異なる。このため、脱珪後のスラグの（ＣａＯ）／（ＳｉＯ２）重量比を特定範囲に設定することにより排滓可能なスラグの流動性を確保することができるという知見を活用することができない。
　また、特許文献３に記載の方法では、ＣａＯ／ＳｉＯ２が１．５以上のスラグは粘度が低く、溶鉄との分離が困難であるため、スラグの排滓時に溶鉄が流出してしまい鉄の歩留が低下するといった課題があった。
　本発明は、このような事情に鑑みてなされたものであって、固体鉄源溶解後のスラグを効果的に溶鉄と分離することにより、溶鉄の低リン化に要する石灰原単位を低減し、効率的に製鋼用電気炉で低リン溶鉄を製造することができる低リン溶鉄の製造方法を提案することを目的としている。
　発明者らは、上記課題を解決すべく、種々実験を重ねた結果、１５００℃以上の製鋼用電気炉により生成されるスラグにおいて、その組成により固相率及び粘性が大きく変化することに着目し、固体鉄源と、任意選択的に溶鉄源とを装入し、電気エネルギーを用いてそれら原料の溶解時に生成したスラグの一部またはすべてを排滓する工程において、排滓するスラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）を０．２５以上０．７０以下の範囲内に調整することで、溶鉄の低リン化に要する石灰原単位を低減し、効率的に製鋼用電気炉で低リン溶鉄を製造することができることを知見した。ここで、スラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）とは、スラグ中の質量基準で、ＣａＯ濃度（Ｃ）をＳｉＯ２濃度（Ｓ）とＡｌ２Ｏ３濃度（Ａ）との和で除したものとする。
　本発明は上記知見に基づきなされたものであり、その要旨は以下のとおりである。低リン溶鉄の製造方法において、固体鉄源と、任意選択的に溶鉄源とを装入し、電気エネルギーを用いてそれら原料を溶解、昇熱する第一工程と、溶解時に生成したスラグの一部またはすべてを排滓する第二工程と、前記第二工程の後に脱リンフラックスを添加して脱リン処理を行う第三工程と、精製した低リン溶鉄を出湯する第四工程を含み、
　前記第二工程で排滓するスラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）を０．２５以上０．７０以下の範囲内に調整することを特徴とする低リン溶鉄の製造方法。
　なお、本発明にかかる本発明の低リン溶鉄の製造方法は、
（ａ）前記第三工程においてスラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）を０．８０以上２．８０以下の範囲内に調整すること、
（ｂ）前記第四工程において低リン溶鉄の一部を炉内に残したまま出湯し、固体鉄源と、任意選択的に溶鉄源とを追加装入して、連続的に溶鉄を溶製すること、
などがより好ましい解決手段になり得るものと考えられる。
　本発明によれば、固体鉄源溶解後のスラグを効果的に溶鉄と分離することで、溶鉄の低リン化に要する石灰原単位を低減し、効率的に製鋼用電気炉で低リン溶鉄を製造することができる。
本発明の一実施形態にかかる低リン溶鉄の製造方法の基本構成フロー図である。 スラグのフォーミングを促進することができる適正範囲を示したＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3の三成分系状態図である。
[第１実施形態]
　本発明を知見するに至った考え方を説明する。製鋼用電気炉で溶鉄を製造するにあたり、固体鉄源としてスクラップ、還元鉄や別プロセスで製造した溶銑等を使用する。スクラップや溶銑に含まれるシリコン（Ｓｉ）やマンガン（Ｍｎ）、クロム（Ｃｒ）、アルミニウム（Ａｌ）といった成分は、スクラップ、固体鉄源の溶解中に製鋼用電気炉に供給される酸素によって酸化物となり、これらの酸化物は、スラグを形成する。
　一般に、溶鉄を製造するための固体鉄源として、アルミニウム（Ａｌ）を含有したスクラップや、アルミニウム酸化物を数％含む還元鉄が使用される。このため、製鋼用電気炉で生成するスラグは、上記酸化物の中でも、特にアルミニウム酸化物（Ａｌ２Ｏ３）を高濃度で含有している。よって、スラグの脱リン能（Ｌｐ）や、スラグの排滓性を評価するにあたり、酸化カルシウム（ＣａＯ）濃度と二酸化ケイ素（ＳｉＯ２）濃度だけでなく、酸化アルミニウム（Ａｌ２Ｏ３）濃度を考慮したスラグ設計が必要である。
　製鋼用電気炉からスラグを排滓する際の技術的課題は、スラグ中にトラップされた溶鉄がスラグと同時に製鋼用電気炉から排出され、鉄の歩留が低下してしまうことである。鉄の歩留を低下させることなく、スラグの排滓性を向上するためには、できる限りスラグをフォーミングさせることでスラグの嵩密度を小さくし、当該スラグの嵩密度に対して溶鉄の密度を相対的に大きくすることにより比重分離させることが重要である。
　そこで、発明者らは、排滓するスラグにおいて、当該スラグ中のＣａＯ濃度（Ｃ）をＳｉＯ２濃度（Ｓ）とＡｌ２Ｏ３濃度（Ａ）との和で除したもの（ＣａＯ／（ＳｉＯ２＋Ａｌ２Ｏ３）をスラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）として定義した。ここで、スラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）中、Ｃ、Ｓ、Ａは、それぞれ、ＣａＯ濃度、ＳｉＯ２濃度、Ａｌ２Ｏ３濃度を示す。
　さらに、本実施形態の低リン溶鉄の製造方法においては、製鋼用電気炉に固体鉄源と、任意選択的に溶鉄源とを装入し、電気エネルギーを用いてそれら原料の溶解時に生成したスラグの一部またはすべてを排滓する第二工程で排滓するスラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）を０．２５以上０．７０以下の範囲内に調整することで、スラグの粘度を適切にコントロールして、スラグのフォーミングを促進できることを見出した。そして、スラグのフォーミングを促進できる条件において中間スラグ排滓を行うことにより、効果的に低リン溶鉄を製造する方法を見出した。
　図１は、本発明の第１実施形態にかかる低リン溶鉄の製造方法の基本構成を示したフロー図である。図１に示されるように、本実施形態の低リン溶鉄の製造方法は、固体鉄源等の原料を溶解する第一工程（Ｓ０）と、原料溶解時に生成したスラグの一部またはすべてを中間排滓する第二工程（Ｓ１）と、脱リン処理を行う第三工程（Ｓ２）と、精製した低リン溶鉄を出湯する第四工程（Ｓ３）とを含む。さらに、本実施形態の低リン溶鉄の製造方法は、第四工程の出湯（Ｓ３）の後に、さらに、原料を溶解する工程（Ｓ４）とスラグを排滓する工程（Ｓ５）とを含む。
　第一工程（Ｓ０）は、製鋼用電気炉の炉内に固体鉄源と任意選択的に溶鉄源とを装入し、電気エネルギーを用いてそれら原料を溶解、昇熱するステップである。製鋼用電気炉の炉内には、スクラップや還元鉄のような固体鉄源のみを装入してもよいし、固体鉄源だけではなく、任意選択的に溶鉄源を装入してもよい。また、溶鉄源として、別プロセスで固体溶鉄を溶解した溶鉄を利用してもよいし、第一工程の前段となるプロセスで製造され、出湯された後の製鋼用電気炉の炉内に残留させた溶鉄を再利用してもよい。
　また、固体鉄源と任意選択的に装入される溶鉄源の溶解およびそれら原料の昇熱のために供給する電気エネルギーとしては、電気エネルギーのみを使用してもよいし、電気エネルギーのみならず、補填的に金属燃焼熱、炭素燃焼熱等の熱エネルギーを使用してもよい。製鋼用電気炉に装入された固体鉄源は、電気エネルギーにより溶解して、溶鉄とスラグを生成する。溶解後の製鋼用電気炉の炉内温度は、１５００℃以上となる。また、溶鉄の温度に伴ってスラグの温度も１５００℃以上に昇熱される。
　次に、第二工程（Ｓ１）は、製鋼用電気炉内に装入された固体鉄源と任意選択的に溶鉄源の溶解時に生成したスラグの一部またはすべてを排滓するステップである。すなわち、第二工程では、第一工程にて生成したスラグの一部またはすべてを中間排滓する。本実施形態の低リン溶鉄の製造方法は、この中間排滓工程においてスラグのフォーミング状態を適切にコントロールすることにより、鉄の歩留を低下させることなく、生成したスラグを排滓することが可能となる。
　本実施形態の低リン溶鉄の製造方法は、第二工程において、スラグフォーミングを促進させ、スラグの脱リン能（Ｌｐ）を向上させるためにスラグ組成比である、ＣａＯ／（ＳｉＯ２＋Ａｌ２Ｏ３）の値を特定範囲に設定している。上記スラグ組成比は、Ｃ／（Ｓ＋Ａ）によって示され、スラグ中の質量基準で、ＣａＯ濃度（Ｃ）をＳｉＯ２濃度（Ｓ）とＡｌ２Ｏ３濃度（Ａ）との和で除したものとする。
　特に、スラグの脱リン能（Ｌｐ）を保持させるために、上記スラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値を大きく維持したスラグでは、スラグの粘度が小さく、スラグフォーミングが起きにくいため、スラグ排滓時の鉄の歩留が低下してしまう。一方、上記スラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値を小さく維持したスラグでは、スラグのほとんどが固相となってしまうか、又は、ＳｉＯ２濃度が非常に高いため高粘度のスラグになってしまう。このため、上記スラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値を小さく維持したスラグは、スラグフォーミングが促進されにくい性状となってしまう。その結果、スラグ排滓時の鉄の歩留が低下してしまう。
　そこで、発明者らは、鋭意検討の結果、スラグ組成比である、Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値を０．２５以上０．７０以下にすることで、スラグの粘度を適切にコントロールし、スラグフォーミングを促進できることを見出した。発明者らは、発明に先立って、低リン溶鉄を製造する際に生成するスラグにおいて、フォーミングを促進することができる適正範囲の物理化学的検討を行った。
　図２は、スラグフォーミングを促進することができる適正範囲を示したＣａＯ－ＳｉＯ２－Ａｌ２Ｏ３系三成分状態図である。図２において、枠によって囲まれた領域がスラグフォーミングを促進することができる領域である。すなわち、図２において、枠によって囲まれた領域は、Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値が０．２５以上０．７０以下である領域を示している。なお、図２は、非特許文献１に記載されているＣａＯ－ＳｉＯ２－Ａｌ２Ｏ３系三成分状態図を基礎とし、実験結果に基づいて、スラグフォーミングを促進することができる適正範囲を追加して記載した三成分系状態図である。
　図２において、枠によって囲まれた領域によって特定されるＣａＯ－ＳｉＯ２－Ａｌ２Ｏ３系三成分のスラグ組成比の条件では、固相の割合を容易に制御することができる。このため、上記スラグ組成比を有するスラグの粘度が増大することにより、固体鉄源等の溶解時に生成するスラグのスラグフォーミングが促進される。
　このように、製鋼用電気炉を用いた低リン溶鉄の製造方法において、固体鉄源等の溶解時に生成するスラグのスラグフォーミングが促進されることは、スラグの排滓性の向上という観点だけではなく、製鋼用電気炉における通電効率の向上や、スラグコーティングによる炉体保護性の向上といった副次的効果も得られる。
　スラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値を０．２５以上０．７０以下に調整するためには製鋼用電気炉に装入される酸化カルシウム（ＣａＯ）を含む石灰原の質量を算出する必要がある。製鋼用電気炉に装入される石灰原の質量を算出するためには、製鋼用電気炉に装入される固体鉄源中に含まれるシリコン（Ｓｉ）及びアルミニウム（Ａｌ）の質量をあらかじめ把握しておくことが望ましい。また、製鋼用電気炉に装入される石灰原の質量は、固体鉄源の種類、溶鉄源の種類、原料の溶解温度等に基づいた経験測により導かれた値であってもよい。
　第二工程において、製鋼用電気炉の炉内に存在するスラグを製鋼用電気炉の系外に排滓する方法は、製鋼用電気炉を傾けることでスラグを系外に排出するのが一般的である。第二工程において、製鋼用電気炉の炉内に存在するスラグのすべてを製鋼用電気炉の炉外に排滓してもよいし、その一部を排滓してもよい。一般的には、製鋼用電気炉の炉内に存在するスラグをできる限り炉外である系外に排滓するのが望ましい。しかしながら、スラグフォーミングが促進されていない場合には、スラグ中に粒鉄が残留してしまうケースが多く、スラグの排滓とともに粒鉄が系外に排出されてしまう。このため、スラグフォーミングの促進されていない場合には、スラグの一部を排滓することが好ましい。製鋼用電気炉は、炉内の容積が比較的小さい場合があり、製鋼用電気炉を傾けなくてもスラグのうち一部が製鋼用電気炉の系外に排出される場合がある。この場合でも、次工程の第三工程において添加される脱リンフラックス量の低減のため、上記炉内に生成した全スラグ量のうち、４０％（質量比）以上を排滓することが望ましい。
　さらに、第三工程（Ｓ２）は、上記第二工程（Ｓ１）においてスラグのすべて又は一部が排滓された製鋼用電気炉の炉内に脱リンフラックスを添加して、溶鉄中のリンを除去するステップである。すなわち、第三工程において、上記第二工程で実施されたスラグの排滓後に製鋼用電気炉の炉内に脱リンフラックスを添加して脱リン処理を行う。
　第三工程において、製鋼用電気炉の炉内に脱リンフラックスを添加することにより、スラグ中の酸化カルシウム（ＣａＯ）の濃度が増加する（Ｓ２）。この第三工程により、溶鉄中のリンを除去することができる。第三工程において、添加される脱リンフラックスの量は、スラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値が特定範囲に設定されるように設定してもよい。なお、第三工程において、脱リン処理に使用される脱リンフラックスとしては、酸化カルシウム（ＣａＯ）を含むものであれば、特に限定されるものではなく、石灰、プリメルトフラックスであってよい。
　この時、製鋼用電気炉への通電による熱補償や、製鋼用電気炉の炉内にガス吹込みによる攪拌を行うことによって、精錬反応の促進を行ってもよい。本実施形態の低リン溶鉄の製造方法により得られる低リン溶鉄中のリン濃度は、鉄鋼材料の種類（鋼種）により、様々である。一般的に、低リン溶鉄中のリン濃度は、０．０３０質量％以下であるが、装入した固体鉄源および副原料、上記炉内の残存物から求めた添加リン総量から算出されたリン濃度よりも低い濃度の溶鉄を溶製する際には、この手法を適用することができる。ここで、溶鉄中のリン濃度をより低下させるには、スラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値を所定の範囲に設定することが望ましい。
　第四工程（Ｓ３）は、上記第三工程において、脱リン酸処理により、リンが除去された低リン溶鉄を出湯するステップである。すなわち、第四工程において、第三工程で得られたリンを除去した溶鉄を出湯する。本実施形態の低リン溶鉄の製造方法は、第一工程から第四工程を採用することにより固体鉄源を原料として低リン溶鉄を製造することができる。すなわち、本実施形態の低リン溶鉄の製造方法は、第一工程から第四工程を一つのユニットとして低リン溶鉄を製造することができる。この際、製鋼用電気炉の通電効率を向上させるために、上記炉内に存在するすべての溶鉄を出湯させることなく、上記炉内に溶鉄の一部を残存させてもよい。第四工程において、製鋼用電気炉の炉内に残存する溶鉄を溶鉄源として用い、連続的に低リン溶鉄を製造することができる。すなわち、製鋼用電気炉の炉内に残存する溶鉄は、新たな製造ユニットの原料溶解工程（Ｓ４）である第一工程で製鋼用電気炉に装入される溶鉄源として使用してもよい。
　さらに、本実施形態の低リン溶鉄の製造方法を用いて、連続的に低リン溶鉄を製造する場合は（Ｓ４）、系内に残存するシリコン及びアルミ酸化物が増加するため、この方法による恩恵を大きく受けることができる。本実施形態の低リン溶鉄の製造方法は、溶解、昇熱した溶鉄をそのまま用いて、連続的に低リン溶鉄を製造することができるので、大きな熱ロスがない。
　以上、第１実施形態の低リン溶鉄の製造方法によれば、固体鉄源の溶解時に生成するスラグのスラグ組成比を調整し、スラグフォーミングを促進させて、スラグと溶鉄を効果的に分離することで、溶鉄の低リン化に要する石灰原単位を低減し、効率的に製鋼用電気炉で低リン溶鉄を製造することができる。
[第２実施形態]
　次に、本発明の第２実施形態に係る低リン溶鉄の製造方法について説明する。本実施形態の低リン溶鉄の製造方法は、上記第１実施形態の低リン溶鉄の製造方法の第三工程（Ｓ２）において、スラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）を０．８０以上２．８０以下の範囲内に調整する点に特徴を有する。
　本実施形態の低リン溶鉄の製造方法は、製造される溶鉄中のリン濃度をより低下させるには、第三工程のスラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値を０．８０以上にすることが望ましい。スラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値が０．８０以上であると、過剰に鉄を酸化させることなく低リン溶鉄を得ることができる。その結果、鉄の歩留まりが向上するため好ましい。
　一方、製造される溶鉄中のリン濃度をより低下させるには、第三工程のスラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値を２．８０以下にすることが望ましい。スラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値が２．８０以下であると、添加した石灰原の量が過剰な場合であっても、添加した滓化せず脱リンに寄与しないまま、系外に排出されないため好ましい。
　以上、第２実施形態の低リン溶鉄の製造方法によれば、低リン溶鉄の製造方法の第三工程おいて、脱リン処理後のスラグのスラグ組成比を調整することによって、溶鉄の低リン化に要する石灰原単位を低減し、効率的に製鋼用電気炉で低リン溶鉄を製造することができる。
[第３実施形態]
　さらに、本発明の第３実施形態に係る低リン溶鉄の製造方法について説明する。本実施形態の低リン溶鉄の製造方法は、上記第１実施形態または第２実施形態の第四工程において低リン溶鉄の一部を炉内に残したまま出湯（Ｓ３）し、固体鉄源と、任意選択的に溶鉄源とを追加装入して、連続的に溶鉄を溶製（Ｓ４）する点に特徴を有する。
　本実施形態の低リン溶鉄の製造方法は、製鋼用電気炉の炉内に溶鉄の一部を残存させ、連続的に低リン溶鉄を製造することができる。この際、製鋼用電気炉の炉内に溶鉄の一部を残存させることにより製鋼用電気炉の通電効率を向上させることができる。連続的に低リン溶鉄を製造する場合は（Ｓ４)、系内に残存するシリコン及びアルミ酸化物が増加するため、この方法による恩恵を大きく受けることができる。この場合は、炉内に残存したスラグ中のリンも同時に次工程に持ち越してしまうため、出湯前に再度スラグのうちの一部を排滓し、系外に除去することが望ましい（Ｓ５)。
　以上、第３実施形態の低リン溶鉄の製造方法によれば、精製した低リン溶鉄の一部を炉内に残したまま出湯し、新たに固体鉄源と、任意選択的に溶鉄源とを追加装入して、連続的に溶鉄を溶製することができる。
[他の実施形態]
　以上、実施形態を参照して本願発明を説明したが、本願発明は上記実施形態に限定されるものではない。本願発明の構成や詳細には、本願発明の技術的範囲で当業者が理解し得る様々な変更をすることができる。また、それぞれの実施形態に含まれる別々の特徴を如何様に組み合わせたシステム又は装置も、本発明の技術的範囲に含まれる。
　また、本発明は、複数の機器から構成されるシステムに適用されても良いし、単体の装置に適用されても良い。さらに、本発明は、実施形態の機能を実現する情報処理プログラムが、システムあるいは装置に供給され、内蔵されたプロセッサによって実行される場合にも適用可能である。本発明の機能をコンピュータで実現するために、コンピュータにインストールされるプログラム、あるいはそのプログラムを格納した媒体も本発明の技術的範囲に含まれる。
（実施例１）
　製鋼用電気炉として２３０ｔ規模の製鋼用電気炉を採用した。この製鋼用電気炉にスクラップおよび還元鉄を装入した。製鋼用電気炉の炉内の温度を１５００℃に設定し、所定の昇温速度にて昇温させることによりスクラップ及び還元鉄を溶解、昇熱させた。スクラップ及び還元鉄の溶解時に生成したスラグの一部を電気炉外に中間排滓した。なお、実施例１の低リン溶鉄の製造方法においては、中間排滓時のスラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値を０．３４に設定した。
　スクラップ及び還元鉄の溶解時に生成した溶鉄に脱リンフラックスとして酸化カルシウムを添加して、所定の条件下、十分に撹拌して脱リン処理を施した。なお、上記脱リンフラックスをスクラップ等の溶解時（１回目）と、電気炉内の温度として設定された温度に到達時（２回目）に分けて添加した。脱リン処理後の溶鉄２３０ｔのうち、約８０ｔの溶鉄を電気炉内に残し、約１５０ｔの溶鉄を出湯し、低リン溶鉄を製造した。なお、実施例１の低リン溶鉄の製造方法においては、脱リン処理後のスラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）の値を１．２０に設定した。
　実施例１において、スラグ中間排滓時（第二工程）のスラグ組成比をスラグ設計条件として、脱リン処理後（第三工程）のスラグ組成比を脱リン処理後の排滓条件として表１に示した。実施例１におけるスラグ設計条件および排滓条件を表１に示す。
　なお、それぞれ連続評価の為、同一のＰ上限規格の鋼種を原料として用いて、低リン溶鉄を製造して、出湯した。精製された低リン溶鉄の出湯は４回実施した。
　スラグ組成比は連続操業中に変化したが、大きく変化がなかったため、精製された低リン溶鉄のスラグ中間排滓時及び脱リン処理後の工程におけるスラグのスラグ組成比のそれらの平均値を示した。また、実施例１において、製鋼金属炉の炉内へのリンの持ち込みをなるべく減少させるため、すべての条件において、脱リン後出湯する前のスラグのうちの一部を排滓することで連続操業におけるリン持ち込み量の抑制を図った。
（実施例２～５）
　第二工程におけるスラグ中間排滓処理時のスラグ組成比を０．２５以上０．７０以下の範囲内で変化させ、第三工程における脱リン処理後のスラグ組成比を０．８０以上２．８０以下の範囲内で変化させた以外は、実施例１と同様にして、低リン溶鉄を製造した。実施例２～５におけるスラグ設計条件および排滓条件を表１に示す。
（比較例１～５）
　比較例１及び比較例４は、スラグ中間排滓を実施しないで、低リン溶鉄を製造した。また、比較例２、３、５はスラグ中間排滓を実施したが、スラグ中間排滓処理時のスラグ組成比を０．２５以上０．７０以下の範囲外で変化させた以外は、実施例１と同様にして低リン溶鉄を製造した。比較例１～５におけるスラグ設計条件およびスラグ排滓条件を表１に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
　次に、表１に示された実施例１～５、比較例１～５のスラグ設計条件およびスラグ排滓条件に対して、スラグの生成と同時に流出する製鋼電気炉を構成する地金の状況を確認し、鉄の歩留まりの影響を評価した。さらに、出湯リン濃度（質量％）を測定し、石灰原単位（ｋｇ／ｔ）との関係を勘案して評価を行い、これらの評価を踏まえた最終評価を行った。評価結果を表２に示す。なお、表２において、鉄の歩留まり、及び最終評価における〇、△、×の評価基準は以下の通りである。
（鉄の歩留まり）
〇：鉄の歩留まりが向上した。鉄の歩留まりが変化しない。
×：鉄の歩留まりが低下した。
（最終評価）
〇：鉄の歩留まりが低下しなかった場合において
平均出湯リン濃度が０．０３０質量％以下、かつ石灰原単位１０ｋｇ／ｔ以下
平均出湯リン濃度が０．０１５質量％以下、かつ石灰原単位１５ｋｇ／ｔ以下
△：鉄の歩留まりが低下しなかった場合において
上記〇に記載された平均出湯リン濃度及び石灰原単位の条件に該当しない
×：鉄の歩留まりが低下した場合
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
　表１～２に示されるように、第二工程のスラグ中間排滓を行った実施例１～５においては、上記スラグ中間排滓工程を行わなかった比較例１、４と比較して、すべての条件で石灰原単位を抑制することができることが判明した。また、比較例１、４の低リン溶鉄の製造方法において、スラグの中間排滓を行う際に、固体鉄源等の溶解時に生成するスラグのスラグ組成比をＣａＯ／（ＳｉＯ２＋Ａｌ２Ｏ３）値が０．２５未満、０．７０を超える場合には、スラグの排滓時に製鋼電気炉の地金が流出してしまうことが明らかとなった。一方、実施例１～５の低リン溶鉄の製造方法においては、固体鉄源等の溶解時に生成するスラグのスラグ組成比ＣａＯ／（ＳｉＯ２＋Ａｌ２Ｏ３）の値が０．２５以上０．７０以下であるので、鉄の歩留まりを低下させることなく、石灰原を抑制することができる明らかとなった。
　このように、上記実施例では、溶鉄の低リン化に要する石灰原単位を低減し、効率的に電気炉で低リン溶鉄を製造する例を示した。また、別の観点において、本発明の低リン溶鉄の製造方法により出湯された低リン溶鉄は、溶鉄中の酸素濃度が高い。このため、吸窒しにくくなる。このため、本発明の低リン溶鉄の製造方法は、高純度の溶鉄を得る方法としても有用である。また、この方法で出湯された溶鉄と、別の精錬容器にて溶製した溶鉄とを合わせることで所定の成分濃度の溶鉄を溶製することも有用である。
　本発明の低リン溶鉄の製造方法は、溶鉄の低リン化に要する石灰原単位を低減し、効率的に電気炉で低リン溶鉄を製造することができるので、産業上有用である。

Claims (3)

  1. 　低リン溶鉄の製造方法において、固体鉄源と、任意選択的に溶鉄源とを装入し、電気エネルギーを用いてそれら原料を溶解、昇熱する第一工程と、
    　溶解時に生成したスラグの一部またはすべてを排滓する第二工程と、
    　前記第二工程の後に脱リンフラックスを添加して脱リン処理を行う第三工程と、
    　精製した低リン溶鉄を出湯する第四工程を含み、
    　前記第二工程で排滓するスラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）を０．２５以上０．７０以下の範囲内に調整することを特徴とする低リン溶鉄の製造方法。
    　ここで、スラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）とは、スラグ中の質量基準で、ＣａＯ濃度（Ｃ）をＳｉＯ２濃度（Ｓ）とＡｌ２Ｏ３濃度（Ａ）との和で除したものとする。
  2. 　前記第三工程においてスラグ組成比Ｃ／（Ｓ＋Ａ）を０．８０以上２．８０以下の範囲内に調整することを特徴とする請求項１に記載の低リン溶鉄の製造方法。
  3. 　前記第四工程において低リン溶鉄の一部を炉内に残したまま出湯し、固体鉄源と、任意選択的に溶鉄源とを追加装入して、連続的に溶鉄を溶製することを特徴とする請求項１または２に記載の低リン溶鉄の製造方法。
PCT/JP2021/030769 2020-09-10 2021-08-23 低リン溶鉄の製造方法 WO2022054555A1 (ja)

Priority Applications (5)

Application Number Priority Date Filing Date Title
EP21866515.6A EP4212637A4 (en) 2020-09-10 2021-08-23 METHOD FOR PRODUCING LOW PHOSPHORUS MELTED IRON
JP2021567886A JP7020601B1 (ja) 2020-09-10 2021-08-23 低リン溶鉄の製造方法
CN202180052699.4A CN115989324A (zh) 2020-09-10 2021-08-23 低磷铁液的制造方法
US18/022,802 US20230313330A1 (en) 2020-09-10 2021-08-23 Method for manufacturing low-phosphorus molten steel
KR1020237011475A KR20230061515A (ko) 2020-09-10 2021-08-23 저인 용철의 제조 방법

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2020151788 2020-09-10
JP2020-151788 2020-09-10

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2022054555A1 true WO2022054555A1 (ja) 2022-03-17

Family

ID=80630430

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/JP2021/030769 WO2022054555A1 (ja) 2020-09-10 2021-08-23 低リン溶鉄の製造方法

Country Status (6)

Country Link
US (1) US20230313330A1 (ja)
EP (1) EP4212637A4 (ja)
JP (1) JP7020601B1 (ja)
KR (1) KR20230061515A (ja)
CN (1) CN115989324A (ja)
WO (1) WO2022054555A1 (ja)

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH08120321A (ja) * 1994-10-24 1996-05-14 Mitsubishi Heavy Ind Ltd 溶湯中のリンを低減する高純度鋼溶湯の製造方法
JPH08225880A (ja) 1995-01-16 1996-09-03 Kct Technol Gmbh 合金鋼の製造方法および合金鋼の製造プラント
JPH10152714A (ja) 1996-11-25 1998-06-09 Nippon Steel Corp 溶銑の精錬方法
JP2010013674A (ja) * 2008-07-01 2010-01-21 Kobe Steel Ltd 電気炉を用いた精錬方法
JP2013001915A (ja) 2011-06-13 2013-01-07 Nippon Steel & Sumitomo Metal Corp Ｃｒを含有する溶鋼の精錬方法
JP2017166021A (ja) * 2016-03-16 2017-09-21 新日鐵住金株式会社 アーク式電気炉における金属溶解方法

Family Cites Families (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5868817A (en) * 1994-06-30 1999-02-09 Nippon Steel Corporation Process for producing steel by converter
CN102312033A (zh) * 2011-07-28 2012-01-11 山西太钢不锈钢股份有限公司 一种高磷铬镍生铁脱磷的方法
CN111635977B (zh) * 2020-05-14 2021-03-23 北京科技大学 一种全连续超短电弧炉炼钢流程生产设备及工艺

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH08120321A (ja) * 1994-10-24 1996-05-14 Mitsubishi Heavy Ind Ltd 溶湯中のリンを低減する高純度鋼溶湯の製造方法
JPH08225880A (ja) 1995-01-16 1996-09-03 Kct Technol Gmbh 合金鋼の製造方法および合金鋼の製造プラント
JPH10152714A (ja) 1996-11-25 1998-06-09 Nippon Steel Corp 溶銑の精錬方法
JP2010013674A (ja) * 2008-07-01 2010-01-21 Kobe Steel Ltd 電気炉を用いた精錬方法
JP2013001915A (ja) 2011-06-13 2013-01-07 Nippon Steel & Sumitomo Metal Corp Ｃｒを含有する溶鋼の精錬方法
JP2017166021A (ja) * 2016-03-16 2017-09-21 新日鐵住金株式会社 アーク式電気炉における金属溶解方法

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
"Slag Atlas", 1995, VERLAG STAHLEISEN GMBH
See also references of EP4212637A4

Also Published As

Publication number Publication date
JPWO2022054555A1 (ja) 2022-03-17
EP4212637A1 (en) 2023-07-19
CN115989324A (zh) 2023-04-18
US20230313330A1 (en) 2023-10-05
KR20230061515A (ko) 2023-05-08
JP7020601B1 (ja) 2022-02-16
EP4212637A4 (en) 2024-02-28

Similar Documents

Publication Publication Date Title
WO2014112432A1 (ja) 転炉製鋼法
JP6481774B2 (ja) 溶鉄の脱りん剤、精錬剤および脱りん方法
RU2462522C2 (ru) Способ извлечения молибдена, никеля, кобальта или их смеси из отработанных или регенерированных катализаторов
JP6330710B2 (ja) 溶銑の脱燐および脱炭方法
WO2012108529A1 (ja) 溶銑の脱珪・脱リン方法
CN113215474A (zh) 一种调控钢中非金属夹杂物形态的方法
JP5063966B2 (ja) 溶鋼の製造方法
JP6451462B2 (ja) クロム含有スラグからのクロム回収方法
WO2022054555A1 (ja) 低リン溶鉄の製造方法
JP2003155516A (ja) 溶鋼の取鍋精錬による脱硫方法
JP2008063645A (ja) 製鋼方法
JP6135449B2 (ja) 発生スラグの利用方法
CN103225009A (zh) 高洁净度钢的熔炼方法
JP2002256320A (ja) 溶銑の脱珪・脱りん方法
WO2007100109A1 (ja) 溶銑脱燐方法
JP3705170B2 (ja) 溶銑の脱燐方法
JP5286892B2 (ja) 溶銑の脱りん精錬方法
JP2008111181A (ja) アルミキルド鋼の溶製方法
JP2001049320A (ja) 高燐鉱石を原料とする鉄鋼製造方法
JP5574468B2 (ja) 鋳鉄の精錬方法及び精錬装置
JP4214894B2 (ja) 溶銑の予備処理方法
JP4854933B2 (ja) 反応効率の高い精錬方法
JP6627642B2 (ja) 鉄鉱石の還元方法
JP2000212633A (ja) 溶鋼の取鍋精錬における脱硫方法
CN114472824B (zh) 一种含钛钢用连铸结晶器保护渣及其制备方法和应用

Legal Events

Date Code Title Description
ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2021567886

Country of ref document: JP

Kind code of ref document: A

121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 21866515

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 20237011475

Country of ref document: KR

Kind code of ref document: A

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2021866515

Country of ref document: EP

Effective date: 20230411