JPS61139614A - Manufacture of steel - Google Patents
Manufacture of steelInfo
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- JPS61139614A JPS61139614A JP25993884A JP25993884A JPS61139614A JP S61139614 A JPS61139614 A JP S61139614A JP 25993884 A JP25993884 A JP 25993884A JP 25993884 A JP25993884 A JP 25993884A JP S61139614 A JPS61139614 A JP S61139614A
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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
- 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
- C21C5/35—Blowing from above and through the bath
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
Abstract
Description
(産業上の利用分野)
この発明は、従来の高炉−転炉法にかわりうる鉄鉱石を
原料として溶鋼を量産的に製造する方法に関する。
(従来の技術)
これまでの量産製鋼法の主体である高炉−転炉プロセス
を第1図aに示す。この方法には近年、種々の改善が加
えられて、純度の高い溶鋼を量産するという点ですぐれ
た方法になっているが、その問題点として必要な設備の
数が多く、多額の設備投資を要することがあげられる。
これを改善するための方法の一つが第1図−すに示す、
従来提案されている鉄溶融還元法である。
(例えば、S、Eketorp and O,Wljk
: Injectionmetallurgy、at
the royal in+5titute of t
echnology。
5tockholrn、 International
Conf、 on InjectionMetall
urgy、 Lu1ea、 June 9〜10 (1
977)+特願昭59−184056号発明)すなわち
、鉱石、石炭を直接上底吹転炉型の溶融還元炉に投入し
て還元を行うことにより、焼結、コークス工程を省略で
きるという狙いである。しかし、一般には、現行高炉−
転炉法に比して次のような欠点を有している。
(1)系外に排出されるスラグの(T、Fe)が高く、
・高炉法に比して鉄歩留が低い。
(iD スラグの(T、Fe)が高いことの影響でス
ラグの脱硫能が小さく、溶湯の[、S]レベルが高くな
る。
中、 (lH)の傾向は出湯される溶湯C%が低くなる
ほど顕著になる。一方、溶湯〔C〕 %が高い場合(例
えば[C)>3%)では、出湯以後の工程については、
脱硫の負担が増すだけで、省略できるものはほとんどな
い。したがって溶鋼製造コストという点から第1図−b
の方式は、従来法に比して改善効果は小さいといえる。
(発明が解決しようとする問題点)
本発明は現行の高炉−転炉法の工程数および必要設備数
を減らし、かつ、鉄分歩留、脱硫および脱リンの問題を
合理的に解決し、量産工程で、安価に溶鋼を製造するこ
とを可能にする製鋼法を提供しようとするものである。
(問題点を解決するための手段)
本発明の目的は以下の如くして達成される。すなわち、
酸素を上底吹できる転−状反応容器で、配化物あるいは
その半還元物と炭材を原料とし、酸化、還元反応を行わ
せて溶鋼を得るにあたり、第1図−Cに示すように、第
1工程では、〔C〕≧3.1チの溶湯と酸化鉄含有量を
2チ以下のスラグを作り、第2工程では生成したスラグ
の一部を系外に排出することによって、鉄分ロスを少な
くし、同時に効率的に脱硫を行わせる。ついで、吹酸を
行うことによって、〔C〕を1.8係以下まで低下し、
溶湯の脱リンを進めるとともに、以後の工程での脱炭負
担を軽減する。すなわち、上底吹転炉型溶融還元炉内で
の処理を、十分な遊離炭材共存下での強還元製錬により
鉄分の還元とスラグ脱硫を行う第1工程、低(Fed)
で硫黄を含むスラグの大半を排滓する第2工程、適当量
のスラブ存在下で脱、炭を行って、生成した高(Fed
)スラブで脱リンする第3工程の絹合せとして行い、以
後、溶鋼を取鍋に移した後は、同−取鍋内の処理で、必
要に応じて、二次的な脱リン、脱硫、脱炭、真空処理、
還元精錬を行うことによって、従来の高炉−転炉法に比
べて大幅に工程数を減らし、かつ、不純物除去能力も低
下させない方法である。
(作用)
この発明を実施するのに用いる設備の1例を第2図に示
す0 ・
第2図において、22は、溶融還元炉であって、上底吹
転炉型反応容器である。溶融還元炉22は、底吹羽口2
3と、上吹ランス24を備え、酸素或は酸素含有ガスを
上底吹できる。25はフード、26はホッパーであって
、炭材、フラックスを溶融還元炉υ内に供給する。27
は、金属溶湯、28はスラグである。30は炭材であっ
て、たとえばコークスである。31は気泡、32は原料
投入装置であって、これによって、たとえば鉄鉱石とい
った原料を溶融還元炉22内に投入する。
溶融還元炉22は、鉄鉱石あるいはその予備還元物のよ
うな酸化鉄を含む原料、石炭やコークスのような炭材、
石灰などのフラックスの供給を受けて、それらを溶融す
るとともに、残留している鉄酸化物の還元反応を行わせ
、ついで脱炭を行って最終的にはFe−C系の溶鋼を得
るための装置である。転、煙状にしたのは、反応の進行
に不可欠なスラグの強攪拌を実現するのに便利なためで
ある。
底部から酸素を含むガスの吹込みを行うための羽口23
(これは複数個のこともありうる)と、上方から酸素を
炉内に吹込むための上吹ランス24が付属して因る。
底吹羽口の機能はメタル中に酸素を含むガスを吹込むこ
とによってメタルの温度を調整すること、その結果とし
て、メタルの攪拌を介してスラグの強攪拌を実現するこ
と、また、メタルの脱炭を行−成品の炭素含有量を調整
することである。攪拌だけであれば全期間を通してAr
や窒素のような不活性ガスでも行えるが、その場合も攪
拌に要するガス費用及びそれによって系外に持ち出され
る顕熱ロスの点から、少なくとも還元反応に悪影響を及
ぼさないようにするために酸素を含むガスを用いる方が
有利である。酸素を含むガスをメタル中に吹き込むため
には、例えば2重管羽目を用b、外管からは少量の炭化
水素、Ar + N2のような冷却ガスを吹き込んで羽
口溶損を保護する。
なお、酸素吹込が悪影響を及ぼす時間帯は酸素ガスをA
r * N 2などの不活性ガスに切換える。
上吹ランスからの酸素供給は、溶融還元炉での発熱状態
及び脱炭反応を制御する主な手段である。
供給すべき酸素量、炉の大きさ、排出ガスの条件などに
よってノズル形状がきめられる。壕だ、操業条件に応じ
てランス先端とスラグ面との距離を調整できるようにな
っている。
溶融還元炉の耐火物は炉の下半分(はとんど常にスラグ
およびメタルに゛つかっている部分)はマグネシアカー
ボン質レンガが最適である。炉の上半部(co−co2
系の高温ガス雰囲気にさらされる部分)は同じくマグネ
シアカーボン質レンガあるいハクロムマダネシアレンガ
が適している。
以上のような設備を用いる操業方法は次の通りである。
溶融還元炉は、立ち上げる場合には他の溶解炉で得たF
e−C系溶湯を装入するか、あるいはコークスと型銑あ
るいはスクラップを装入して吹酸してメタルを溶解して
種湯とする。2ヒート目以降は、前ヒートで生成したメ
タルの例えば1/3を種湯として残す方式で操業を続け
る。
第1工程では、上吹、底吹の吹酸を行いつつ、炉内に鉄
酸化物を含む鉱石あるいはその予備還元物のような酸化
鉄を含む原料、石炭あるいはコークスのような炭材、石
灰などのフラックスを添加して、それらを溶融するとと
もに、残留している鉄酸化物の還元反応を行わせ、Fe
−C系溶湯と、FeO含有量が低く脱硫能が大きいス
ラグを作る。
粉状の鉱石あるいはその予備還元物は、粉のまま上吹ラ
ンスを通して、あるいは底吹羽目を通して、溶融物層に
吹付けるか吹込む。または、粉状物を適当な方法(−1
!レツト化、ブリケット化、その他の圧縮による簡易成
型法)で塊状化してから、炉内に上方から投入する。
炭材としては石炭あるいはコークスのように、安価に入
手できるものが使用される。塊状物の場合には溶融還元
炉の上方から投入してもよいが、粉状物の場合には上吹
ランスを通して溶融層に吹付け、あるいは底吹羽口を通
して吹き込む。また、粉鉱石と一緒に、あるいは別に、
塊状化して、溶融還元炉に投入してもよい。
フラックスは、後述のような望ましいスラグ量、スラグ
組成とするために添加される。石灰、ドロマイト、珪石
のような原料、あるいは他の工程で発生するスラグ類な
どを用いることができる。
溶融還元時に生成するFe −C系溶融金属のC係の挙
動は、溶融金属への炭素の供給速度と吹酸による脱炭速
度のバランスによってき壕る。〔C″1%を高く保つに
は、スラグ中に存在する炭材量を多くすること、溶融メ
タルに吹き込む炭材の供給量を大にすること、溶融メタ
ルに吹き込まれる酸素あるいは酸化鉄量を減少すること
のうちの一つ、あるいは二つ以上を組合せることによっ
て実現できる。
溶融還元時にスラグがフォーミング(泡立ち)をおこす
と、雰囲気から溶融物への熱伝達が阻害されて熱効率上
好壕しくない。スラグフォーミングを防止するためには
溶融メタルのC%が3.1係以上、特に好ましくは3.
5チ以上に保たれていること、及び、溶融スラグ内に遊
離の炭材が共存していることが必要である。また、スラ
グ成分としては、CaO/ S i 02が1.2以上
、特に好ましくは1.4以上であることが望ましい。
第3図はスラグの酸化鉄含有量(FeOとして計算)と
スラグの脱硫能((S)、4slで示す)の関係を示す
。スラグの脱硫能を高くするには、スラグの酸化鉄含有
量は20係以下、特に奸才しくは12係以下にすること
が望ましいことがわかる。
スラグの酸化鉄含有量は、溶融スラグへのt1ψ化鉄の
供給速度と、溶湯温度、炭材供給速度、溶湯〔C″l係
、吹酸速度などの糾合せによってきまる還元速度、およ
びメタルの再酸化速度などによってきまる。メタルの再
酸化速度には、メタル浴に吹込まれる酸素量、メタル[
C%](第4図参照)及び、生成スラグ量が関係する。
スラグ量が200kg/l−メタル以上、特に好ましく
は250kg/l−メタル以上では、底吹強攪拌を行っ
てもメタルがスラグ相によって安定してカバーされるの
で、炉内芥囲気と直接ふれることによる再酸化現象を実
質的に防止することができる。
スラグの脱硫能を高めるために、少なくとも排滓前のス
ラグ中の酸化鉄含有量を前述のように、2.0%以下、
出来れば1.2%以下にする仁とは、200 kg/l
−メタル以上のスラグ共存下で、(a)排滓前5分以内
は、溶融還元炉への酸化鉄を含む原料の投入を行わない
こと、
(b)排滓前5分以内は、底吹ガスを酸化性ガスから非
酸化性ガス(例えば、Ar 、’N2など)に切り換え
るが、酸素ガスと結びついてCOとなる以上の炭材を混
入させて供給することによりメタル浴の再酸化を防止す
ること、
(c)溶融還元炉内に、生成スラグ重量の3%以上の炭
材を共存させる、炭材過剰状態に保つこと、の一つある
いは二つ以上を組合せることによって実現できる。
この発明のような上底吹強攪拌条件では、溶融メタルと
スラグの温度差は±20℃以内であって、はとんど差が
ない。操業温度は1400〜1600℃、特に好ましく
は1450〜1550℃の範囲内である。
還元反応速度の点からは温度が高いほど望ましいが、熱
効率、耐火物原単位の点からは温度が低い方がのぞまし
い。両方のかね合い点が上記の温度範囲である。
メタルの〔C〕を3.0%以上に保ちつつ、スラグ中の
酸化鉄含有量(FeOとして計算)が2.0チ以下まで
低下して、高い鉄歩留と高効率脱硫が実現できると、炉
を傾むけて第2工程としてスラグの一部を排出する。ス
ラグ排出の目的は、メタル再酸化を防止して高い鉄歩留
と高効率脱硫に必要であった多量のスラグのうち1/2
以上、好ましくは3/4稈度を排出して、第3工程での
脱炭と脱リンに好ましいスラグ条件にすることである。
なお、排滓時に炉FKJに残留していた炭材は、スラグ
表面に浮いてくる。この炭材は次工程で熱源として有効
に利用できるので、排滓時に簡便なスキンマーなどを用
いることにより、炭材−スラグ−メタルの三層構造のう
ち、スラブだけを排出して、炭材は炉内に残留させるこ
とが好ましい。
排滓後の溶融還元炉に、石灰などの造滓剤と、必要によ
りスクラップ、鉄鉱石あるいはその半還元物を添加して
、上底吹酸を行う。石灰などの造滓剤を添加するのは、
第3工程終りのスラグの脱リン能を高めること、第3工
程処理中のスラグフォーミングを防止すること、及び第
3工程終りのスラグの(T、Fe )の上昇を抑制して
鉄歩留低下を防ぐことのためで、Ca O/ S 10
2が2.5以上、特に好ましくは3.0〜4.5にする
。一方、スクラップか、鉄鉱石あるいはその半還元物を
添加するのは、残留炭材の燃焼およびメタル脱炭による
メタルの温度上昇に対応して温度調節するためで、その
時の原料事情に応じて選択可能である。
第2工程は、メタルの〔C〕が1.8%未満になるまで
行われる。〔C〕が1.8チ以下であると、第5図に示
すようにスラグの脱リン能を高めることがむつかしい。
メタルの〔C〕を、鋼の要求される成分まで低下して出
鋼することも可能であるが、〔C〕;1.8〜09%で
一旦出鋼し、必要に応じて取鍋肉処理で所定の溶鋼成分
まで精錬することが望ましい。その理由は次の通りであ
る。
(i) [C)が低いと、そのメルティングポイント
及び以後の脱炭による昇熱の幅が小さいことから出湯時
の温度を高くせざるを得なくなる。その結果として溶鋼
[:C] %とスラグ脱リン能の間には第5図に示すよ
うな関係が成立する。したがって、脱リン促進の点から
CCI>o、7esであることが望ましい。
(:i)第6図には出鋼時の〔01%と、出鋼以後の取
鍋内脱炭時におころ脱N率の関係を示す。〔C〕>0.
7%で出鋼すると、以後の脱炭過程で十分に脱窒できる
ので、溶融還元炉でのNレベルを考慮する必要がないこ
とがわかる。すなわち、底吹のガスとして安価なN2ガ
スを用いることも可能であることがわかる。なお、脱N
を十分に行わせるための脱炭条件は、はぼ、C> 0.
2%での脱炭幅Δ[C1%によってきまるので、成品溶
鋼の0%が高い場合には、溶融還元炉から出鋼される溶
鋼の〔C〕 %はスライドする必要がある。なお、[:
C]>0.2%で出鋼を行うと、溶鋼の(Industrial Application Field) The present invention relates to a method for mass-producing molten steel using iron ore as a raw material, which can replace the conventional blast furnace-converter method. (Prior Art) The blast furnace-converter process, which is the main body of the conventional mass-produced steel manufacturing method, is shown in FIG. 1a. In recent years, various improvements have been made to this method, making it an excellent method for mass-producing molten steel with high purity. However, the problem is that it requires a large amount of equipment and requires a large amount of capital investment. Here are some things you need to know. One way to improve this is shown in Figure 1.
This is a conventionally proposed iron smelting reduction method. (For example, S. Eketorp and O. Wljk
: Injection metallurgy, at
the royal in+5 posture of t
technology. 5tockholrn, International
Conf, on InjectionMetall
urgy, Lu1ea, June 9-10 (1
977) + Patent Application No. 59-184056) In other words, the aim is to omit the sintering and coking steps by directly charging ore and coal into a top-bottom blowing converter type smelting reduction furnace and performing reduction. be. However, in general, the current blast furnace
It has the following disadvantages compared to the converter method. (1) The (T, Fe) of the slag discharged outside the system is high;
・The iron yield is lower than that of the blast furnace method. (iD) Due to the high (T, Fe) of the slag, the desulfurization ability of the slag is small, and the [,S] level of the molten metal becomes high. On the other hand, if the molten metal [C]% is high (e.g. [C) > 3%), the process after tapping will be
There is little that can be omitted, only adding to the burden of desulfurization. Therefore, from the point of view of molten steel production cost, Figure 1-b
It can be said that the improvement effect of this method is small compared to the conventional method. (Problems to be Solved by the Invention) The present invention reduces the number of steps and required equipment for the current blast furnace-converter method, and also rationally solves the problems of iron retention, desulfurization, and dephosphorization, and achieves mass production. The objective is to provide a steel manufacturing method that enables the production of molten steel at low cost. (Means for solving the problems) The object of the present invention is achieved as follows. That is,
In order to obtain molten steel by performing oxidation and reduction reactions using a compound or its semi-reduced product and carbonaceous materials as raw materials in a rolling reaction vessel in which oxygen can be blown from the top and bottom, as shown in Figure 1-C, In the first step, molten metal with [C]≧3.1 and slag with an iron oxide content of 2 or less are made, and in the second step, a part of the generated slag is discharged outside the system, thereby reducing the iron content. To reduce the amount of water and at the same time efficiently perform desulfurization. Then, by blowing acid, [C] was lowered to below 1.8,
It promotes dephosphorization of molten metal and reduces the burden of decarburization in subsequent processes. In other words, the first step is to reduce the iron content and desulfurize the slag by strong reduction smelting in the coexistence of sufficient free carbon material in a top-bottom blowing converter type smelting reduction furnace.
In the second step, most of the slag containing sulfur is removed from the slag.
) After the molten steel is transferred to a ladle, secondary dephosphorization, desulfurization, and Decarburization, vacuum treatment,
By performing reduction refining, the number of steps is significantly reduced compared to the conventional blast furnace-converter method, and the method does not reduce impurity removal ability. (Function) An example of equipment used to carry out the present invention is shown in FIG. 2. In FIG. 2, 22 is a melting reduction furnace, which is a top-bottom blowing converter type reaction vessel. The melting reduction furnace 22 has a bottom blowing tuyere 2
3 and a top blow lance 24, which can blow oxygen or oxygen-containing gas from the top and bottom. 25 is a hood, and 26 is a hopper, which supplies carbon material and flux into the melting reduction furnace υ. 27
is a molten metal, and 28 is a slag. 30 is a carbon material, for example coke. Reference numeral 31 denotes a bubble, and 32 a raw material charging device, by which a raw material such as iron ore is charged into the smelting reduction furnace 22. The smelting reduction furnace 22 is used for raw materials containing iron oxide such as iron ore or its pre-reduced product, carbonaceous materials such as coal and coke,
Fluxes such as lime are supplied, melted, and the remaining iron oxides undergo a reduction reaction, followed by decarburization to finally obtain Fe-C molten steel. It is a device. The reason why the slag is turned into a smoky form is that it is convenient for achieving strong stirring of the slag, which is essential for the progress of the reaction. Tuyere 23 for blowing gas containing oxygen from the bottom
(There may be a plurality of these) A top blow lance 24 is attached for blowing oxygen into the furnace from above. The function of the bottom blowing tuyere is to adjust the temperature of the metal by blowing oxygen-containing gas into the metal, and as a result, achieve strong stirring of the slag through stirring of the metal. The purpose of decarburization is to adjust the carbon content of the product. If it is only stirring, use Ar throughout the entire period.
However, in this case, in view of the gas cost required for stirring and the loss of sensible heat carried out of the system, it is recommended to at least use oxygen to avoid having a negative effect on the reduction reaction. It is advantageous to use a gas containing In order to blow oxygen-containing gas into the metal, for example, a double pipe siding is used, and a small amount of hydrocarbon or cooling gas such as Ar + N2 is blown from the outer pipe to protect the tuyere from melting. In addition, during the time when oxygen injection has a negative effect, the oxygen gas is
Switch to an inert gas such as r*N2. Oxygen supply from the top blowing lance is the main means of controlling exothermic conditions and decarburization reactions in the smelting reduction furnace. The nozzle shape is determined by the amount of oxygen to be supplied, the size of the furnace, exhaust gas conditions, etc. The trench is designed so that the distance between the lance tip and the slag surface can be adjusted according to operating conditions. The best refractory for the smelting reduction furnace is magnesia carbon brick for the lower half of the furnace (the part that is mostly used for slag and metal). The upper half of the furnace (co-co2
Similarly, magnesia carbon bricks or Hachrome Madanesia bricks are suitable for the parts of the system exposed to high-temperature gas atmospheres. The operating method using the above equipment is as follows. When starting up a smelting reduction furnace, F obtained from other melting furnaces should be used.
Either e-C type molten metal is charged, or coke and mold pig iron or scrap are charged and acid is blown to melt the metal and make a seed metal. From the second heat onward, the operation continues in such a way that, for example, 1/3 of the metal produced in the previous heat is left as seed water. In the first step, while top blowing and bottom blowing are performed, raw materials containing iron oxide such as ore containing iron oxide or its pre-reduced product, coal or carbonaceous material such as coke, and lime are placed in the furnace. Add flux such as to melt them and perform a reduction reaction of the remaining iron oxide,
-C-based molten metal and slag with low FeO content and high desulfurization ability are produced. Powdered ore or its prereduced product is sprayed or blown into the melt layer as powder through a top blowing lance or through a bottom blowing lance. Alternatively, the powdered material can be processed using an appropriate method (-1
! It is made into lumps by briquetting, briquetting, or other simple compression methods, and then put into a furnace from above. The carbon material used is one that is inexpensively available, such as coal or coke. In the case of lumps, it may be charged from above the melting reduction furnace, but in the case of powder, it is blown into the molten layer through a top blowing lance or through a bottom blowing tuyere. Also, together with powder ore or separately,
It may be agglomerated and put into a melting reduction furnace. Flux is added to obtain a desired slag amount and slag composition as described below. Raw materials such as lime, dolomite, and silica stone, or slags generated in other processes can be used. The behavior of the C-group of the Fe--C-based molten metal produced during melt reduction depends on the balance between the carbon supply rate to the molten metal and the decarburization rate by blowing acid. [In order to maintain a high C″1%, increase the amount of carbonaceous material present in the slag, increase the amount of carbonaceous material blown into the molten metal, and reduce the amount of oxygen or iron oxide blown into the molten metal. This can be achieved by one or a combination of two or more of the following: When slag forms during melt reduction, heat transfer from the atmosphere to the melt is inhibited, resulting in poor thermal efficiency. In order to prevent slag forming, the C% of the molten metal should be 3.1 or more, particularly preferably 3.1.
It is necessary that the molten slag is maintained at 5 or more, and that free carbonaceous material coexists in the molten slag. Further, as for the slag component, it is desirable that CaO/S i 02 be 1.2 or more, particularly preferably 1.4 or more. FIG. 3 shows the relationship between the iron oxide content of the slag (calculated as FeO) and the desulfurization ability of the slag ((S), expressed as 4sl). It can be seen that in order to increase the desulfurization ability of the slag, it is desirable that the iron oxide content of the slag be 20 parts or less, particularly 12 parts or less. The iron oxide content of the slag is determined by the reduction rate determined by the combination of the t1ψ iron supply rate to the molten slag, the molten metal temperature, the carbon material supply rate, the molten metal [C″l ratio, the blowing acid rate, etc.], and the reduction rate of the metal. It is determined by the reoxidation rate, etc.The reoxidation rate of metal is determined by the amount of oxygen blown into the metal bath, the amount of metal [
C%] (see FIG. 4) and the amount of slag produced. When the amount of slag is 200 kg/l-metal or more, particularly preferably 250 kg/l-metal or more, the metal is stably covered by the slag phase even with strong bottom-blowing stirring, so that it does not come into direct contact with the atmosphere in the furnace. This can substantially prevent re-oxidation phenomena caused by In order to increase the desulfurization ability of slag, at least the iron oxide content in slag before slag is set to 2.0% or less as described above.
If possible, the kernel should be 1.2% or less, which means 200 kg/l.
- In the coexistence of slag containing more than metal, (a) raw materials containing iron oxide should not be introduced into the smelting reduction furnace within 5 minutes before slag removal, (b) bottom blowing should not be performed within 5 minutes before slag removal. Switch the gas from an oxidizing gas to a non-oxidizing gas (e.g. Ar, 'N2, etc.), but prevent re-oxidation of the metal bath by mixing and supplying a carbonaceous material that combines with oxygen gas to form CO. This can be achieved by one or a combination of two or more of the following: (c) coexisting carbonaceous material in an amount of 3% or more of the weight of the produced slag in the smelting reduction furnace, and maintaining an excessive carbonaceous state. Under the strong stirring conditions of top and bottom blowing as in the present invention, the temperature difference between the molten metal and the slag is within ±20°C, and there is almost no difference. The operating temperature is in the range from 1400 to 1600°C, particularly preferably from 1450 to 1550°C. A higher temperature is more desirable from the point of view of reduction reaction rate, but a lower temperature is more desirable from the point of view of thermal efficiency and refractory unit consumption. The compromise point for both is within the above temperature range. While keeping the [C] of the metal at 3.0% or more, the iron oxide content in the slag (calculated as FeO) can be reduced to 2.0 or less, achieving high iron yield and high efficiency desulfurization. , the furnace is tilted and a part of the slag is discharged as a second step. The purpose of slag discharge is to prevent metal re-oxidation and to achieve 1/2 of the large amount of slag needed for high iron yield and high efficiency desulfurization.
As described above, it is preferable to discharge 3/4 culm to create slag conditions favorable for decarburization and dephosphorization in the third step. It should be noted that the carbonaceous material remaining in the furnace FKJ during slag discharge floats to the surface of the slag. This carbonaceous material can be effectively used as a heat source in the next process, so by using a simple skinmer etc. during the slag discharge, only the slab of the three-layer structure of carbonaceous material - slag - metal is discharged, and the carbonaceous material is It is preferable to leave it in the furnace. A slag-forming agent such as lime and, if necessary, scrap, iron ore or a semi-reduced product thereof are added to the smelting reduction furnace after slag removal, and top-bottom acid blowing is performed. Adding sludge-forming agents such as lime is
To improve the dephosphorization ability of the slag at the end of the third step, to prevent slag foaming during the third step treatment, and to suppress the increase in (T, Fe) of the slag at the end of the third step to reduce iron yield. This is to prevent Ca O/S 10
2 is 2.5 or more, particularly preferably 3.0 to 4.5. On the other hand, the addition of scrap, iron ore, or its semi-reduced products is to adjust the temperature in response to the rise in metal temperature due to the combustion of residual carbonaceous materials and metal decarburization, and the choice is made depending on the raw material situation at the time. It is possible. The second step is performed until the [C] content of the metal becomes less than 1.8%. If [C] is less than 1.8 inches, it is difficult to improve the dephosphorizing ability of the slag, as shown in FIG. Although it is possible to tap the metal by lowering the [C] to the required composition of steel, it is possible to tap the metal once at a [C] of 1.8 to 0.09% and then adjust the ladle thickness as necessary. It is desirable to refine the molten steel to a predetermined composition through processing. The reason is as follows. (i) If [C] is low, the melting point and the range of heat increase due to subsequent decarburization are small, so the temperature at the time of tapping must be increased. As a result, a relationship as shown in FIG. 5 is established between molten steel [:C]% and slag dephosphorization ability. Therefore, from the viewpoint of promoting dephosphorization, it is desirable that CCI>o, 7es. (:i) Figure 6 shows the relationship between [01% at the time of steel tapping and the de-N ratio at the time of decarburization in the ladle after tapping. [C]>0.
It can be seen that when steel is tapped at 7%, sufficient denitrification can be achieved in the subsequent decarburization process, so there is no need to consider the N level in the smelting reduction furnace. That is, it is understood that it is also possible to use inexpensive N2 gas as the bottom blowing gas. In addition, de-N
The decarburization conditions for sufficient decarburization are C > 0.
Since the decarburization width at 2% is determined by Δ[C1%, if 0% of the finished molten steel is high, the [C]% of the molten steel tapped from the smelting reduction furnace needs to slide. In addition,[:
C]>0.2%, the molten steel
〔0〕係が低い
ために、雰囲気からの吸窒がおこりやすい。出鋼後の取
鍋脱炭で十分に脱窒がおこる場合には、この出鋼時の吸
窒を考慮する必要がないが、出鋼後の脱炭幅が十分でな
い時は、その影響が大になり低窒素鋼の製造がむつかし
い。その点からも、出鋼時の0%は0,2チを越える時
は0.7%以上であることが望ましい。
なお、上記の条件で出鋼する場合、必要に応じ□
て例えばCab−Na2Co3−CaF2系のフラック
スを添加して二次的な脱リン、脱硫処理を行うことがで
きる。通常の転炉操業の場合より、高い〔C〕で出鋼す
るこの発明では、取鍋処理も低い温度で行えるので、N
a2CO3、あるいはCaF 2のようvCrt錬効果
は大きいが高温処理では耐火物損傷の影響の大きい成分
の含有量を高めることができるという利点がある。この
取鍋自脱P、脱S処理後は、例えば真空スラグ吸引法で
排滓して、スラグ中のリン。
硫黄の大部分を系外に除去し、引き続いて脱炭。
真空処理、成分調整を行って、成品溶鋼を得ることがで
きる。
溶融還元炉からの、溶融・還元及び脱炭時に発生するc
o −co2を含む排ガス(訃鉱石の予備還元。
スクラップ予熱などに使える、ほか、系外に燃料ガスと
して供給することもできる。必要な鋼製造!およびガス
製造量を得ることは、吹酸速度、溶融(後者は、溶融還
元炉への炭材の装入条件によってきまる。)、排出ガス
の脱C02処理の程度などを絹合せることによって可能
になる。
(実施例)
〈第1工程〉
第2図に示すような、吹酸能力30.000 Nm”/
hrの上底吹転炉に、溶銑30 tを装入し、これに上
底吹酸を行ないつつ、70係予備還元された鉄鉱石ブリ
ケットとコークスを投入して溶融還元を行ったO
排滓直前のメタル成分、温度、スラグ成分は次□の通り
である。
〈第2工程〉
生成スラグの約3/4を排出する。
〈第3工程〉
石灰5.2t、スクラップ15tを添加してから、上吹
022700 ON?y+3/hr 、底吹02200
0 Nm3/hr 、プロt9ン50 Nm3/hr
で10分間脱炭を行った。出湯直前のメタルの成分、温
度、スラグ成分は次の通りである。
[wt%〕
〔Wt係〕
出鋼時に、取鍋内にCa050%−Car220% 、
FeO30チからなるスラグを5kg/を投入した。
得られた脱リン率は70チ、脱硫率30%であった。ス
ラグを真空吸引法で除いた後、大気圧下でC: 0.2
係まで脱炭、ついで減圧下で脱炭した。得られた溶鋼の
成分、温度は次の通りである。
(発明の効果)
以上のようにこの発明は、従来の鉄溶融還元法(I Q
)
が持っていた問題点を解決して、鉱石から溶鋼を得る方
式として、従来の高炉−転炉プロセスに代りうるもので
ある。なお、鉱石として鉄鉱石だけを用いる場合につい
て説明したが、鉄−マンガン鉱石、クロム−鉄鉱石など
を所定量配合して合金。
溶鋼を製造することも可能である。[0] Since the ratio is low, nitrogen absorption from the atmosphere is likely to occur. If sufficient denitrification occurs in the ladle decarburization after tapping, there is no need to consider this nitrification during tapping, but if the width of decarburization after tapping is not sufficient, the effect will be This makes it difficult to manufacture low-nitrogen steel. From this point of view, it is desirable that 0% at the time of tapping is 0.7% or more when the steel exceeds 0.2 inches. In addition, when steel is tapped under the above conditions, secondary dephosphorization and desulfurization treatment can be carried out by adding, for example, a Cab-Na2Co3-CaF2 flux, if necessary. In this invention, steel is tapped at a higher [C] than in normal converter operation, and ladle processing can also be performed at a lower temperature, so N
There is an advantage that high temperature treatment can increase the content of components such as a2CO3 or CaF2, which have a large vCrt refining effect, but which have a large effect on damage to refractories. After this ladle self-desorption P and S removal treatment, the slag is removed by, for example, a vacuum slag suction method, and the phosphorus in the slag is removed. Most of the sulfur is removed from the system, followed by decarburization. Finished molten steel can be obtained by performing vacuum treatment and component adjustment. C generated during melting, reduction and decarburization from the smelting reduction furnace
Exhaust gas containing o-co2 (preliminary reduction of waste ore. It can be used for scrap preheating, etc., and can also be supplied outside the system as fuel gas. Obtaining the necessary steel production! and gas production amount is achieved by blowing acid speed. , melting (the latter is determined by the charging conditions of the carbon material into the smelting-reduction furnace), and the degree of CO2 removal treatment of the exhaust gas. (Example) <1st step> As shown in Figure 2, acid blowing capacity 30.000 Nm”/
30 tons of hot metal was charged into a top-bottom blowing converter of 300 hr, and while top-bottom blowing acid was applied to it, 70% pre-reduced iron ore briquettes and coke were charged and melted and reduced. The immediately preceding metal composition, temperature, and slag composition are as follows. <Second Step> Approximately 3/4 of the generated slag is discharged. <3rd step> After adding 5.2 tons of lime and 15 tons of scrap, top blow 022700 ON? y+3/hr, bottom blowing 02200
0 Nm3/hr, Prot9n 50 Nm3/hr
Decarburization was performed for 10 minutes. The composition, temperature, and slag composition of the metal just before tapping are as follows. [wt%] [Wt Section] During tapping, Ca050%-Car220% in the ladle,
A slag of 30% FeO was added at a rate of 5 kg. The obtained dephosphorization rate was 70%, and the desulfurization rate was 30%. After removing the slag by vacuum suction method, C: 0.2 under atmospheric pressure
It was decarburized up to the point where it was removed, and then it was decarburized under reduced pressure. The components and temperature of the obtained molten steel are as follows. (Effects of the Invention) As described above, this invention has the advantage of improving the conventional iron smelting reduction method (IQ
), it can replace the conventional blast furnace-converter process as a method of obtaining molten steel from ore. Although the case where only iron ore is used as the ore has been described, alloys can be created by blending predetermined amounts of iron-manganese ore, chromium-iron ore, etc. It is also possible to produce molten steel.
第1図は(a)従来の高炉−転炉法、(b)従来の溶融
還元法と比較して、この発明のプロセス(c)を概念的
に示す図、第2図は本発明を実施するのに用いる設備の
1例を示す説明図、第3図はスラグの酸化鉄含有量とス
ラグ−メタル間の硫黄分配比(s)/〔S〕の関係を示
す図、第4図はメタルの[C%]とスラグの酸化鉄含有
量の関係を示す図、第5図は本発明の第3工程終りの[
C%]とスラグの脱リン能の関係を示す図、第6図は出
鋼時の〔C′3%と、出鋼以後の取鍋内脱炭処理時にお
とる脱N率の関係を示す図である。Figure 1 is a diagram conceptually showing the process (c) of the present invention in comparison with (a) the conventional blast furnace-converter process and (b) the conventional smelting reduction process, and Figure 2 shows the process of implementing the present invention. Fig. 3 is a diagram showing the relationship between the iron oxide content of slag and the sulfur distribution ratio (s)/[S] between slag and metal, and Fig. 4 is an explanatory diagram showing an example of equipment used for Figure 5 shows the relationship between [C%] of slag and the iron oxide content of slag.
Figure 6 shows the relationship between [C'3%] at the time of tapping and the de-N rate during decarburization in the ladle after tapping. It is a diagram.
Claims (1)
鉱石あるいはその半還元物と炭材を原料として、酸化、
還元反応を行わせて溶鋼を得るにあたり、〔C〕≧3.
1%の溶湯と酸化鉄含有量:2.0%以下のスラグを作
る第1工程と、スラグの一部を系外に排出する第2工程
と、溶湯を脱炭して〔C〕<1.8%とする第3工程の
組合せからなることを特徴とする製鋼法。[Scope of Claims] A converter-like reaction vessel capable of blowing oxygen from the top to the bottom, in which oxidation,
When performing a reduction reaction to obtain molten steel, [C]≧3.
1% molten metal and iron oxide content: 1st step to make slag with less than 2.0%, 2nd step to discharge part of the slag out of the system, and decarburize the molten metal to [C]<1 .8% steel manufacturing method.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP25993884A JPS61139614A (en) | 1984-12-11 | 1984-12-11 | Manufacture of steel |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP25993884A JPS61139614A (en) | 1984-12-11 | 1984-12-11 | Manufacture of steel |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JPS61139614A true JPS61139614A (en) | 1986-06-26 |
Family
ID=17341008
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP25993884A Pending JPS61139614A (en) | 1984-12-11 | 1984-12-11 | Manufacture of steel |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JPS61139614A (en) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPH05140627A (en) * | 1991-11-16 | 1993-06-08 | Nippon Steel Corp | Steelmaking method in converter |
JP2009167463A (en) * | 2008-01-16 | 2009-07-30 | Jfe Steel Corp | METHOD FOR PRODUCING Mn-CONTAINING EXTRA-LOW-CARBON STEEL |
-
1984
- 1984-12-11 JP JP25993884A patent/JPS61139614A/en active Pending
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPH05140627A (en) * | 1991-11-16 | 1993-06-08 | Nippon Steel Corp | Steelmaking method in converter |
JP2009167463A (en) * | 2008-01-16 | 2009-07-30 | Jfe Steel Corp | METHOD FOR PRODUCING Mn-CONTAINING EXTRA-LOW-CARBON STEEL |
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