[go: up one dir, main page]

JP2005200762A - 溶銑の脱硫方法 - Google Patents

溶銑の脱硫方法 Download PDF

Info

Publication number
JP2005200762A
JP2005200762A JP2004147883A JP2004147883A JP2005200762A JP 2005200762 A JP2005200762 A JP 2005200762A JP 2004147883 A JP2004147883 A JP 2004147883A JP 2004147883 A JP2004147883 A JP 2004147883A JP 2005200762 A JP2005200762 A JP 2005200762A
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
dephosphorization
hot metal
desulfurization
added
concentration
Prior art date
Legal status (The legal status 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 status listed.)
Pending
Application number
JP2004147883A
Other languages
English (en)
Inventor
Masaki Miyata
政樹 宮田
Yoshihiko Higuchi
善彦 樋口
Kenji Saka
健司 坂
Jun Kikuchi
潤 菊池
Takatomo Endo
隆智 遠藤
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Nippon Steel Corp
Original Assignee
Sumitomo Metal Industries Ltd
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 Sumitomo Metal Industries Ltd filed Critical Sumitomo Metal Industries Ltd
Priority to JP2004147883A priority Critical patent/JP2005200762A/ja
Publication of JP2005200762A publication Critical patent/JP2005200762A/ja
Pending legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)

Abstract

【課題】硫黄含有量の多い冷鉄源を添加しても低硫鋼を安価に溶製できる方法、また、脱りん銑中[C]濃度を効率よく高めて、高品質の、[Mn]濃度の高い溶鋼を安価に溶製できる方法を提供する。
【解決手段】脱りん銑を機械式攪拌装置を用いて脱硫処理する際に、脱酸剤(Si源、Al源)を添加して脱硫処理し、続いて脱炭処理する。また、脱りん銑を機械式攪拌装置を用いて脱硫処理する際に炭材を添加して[C]濃度を高め、続いて脱炭処理する。炭材の添加を、機械式攪拌装置のインペラー軸から炭材粉を溶銑中へ吹き込むことにより行えば、炭材の溶銑への溶解はさらに容易になる。また、脱硫処理する際に、炭材を添加して[C]濃度を高め、かつ脱酸剤を添加することとすれば、脱りん銑の脱硫の促進に有効である。
【選択図】なし

Description

本発明は、脱りん処理後の溶銑(脱りん銑)を、機械式攪拌装置を用いて脱硫する溶銑の脱硫方法に関する。
低りん、低硫黄の高品質の鋼を溶製する方法としては、従来、高炉から排出された溶銑を脱硫してから脱りんし、その後脱炭するというプロセスが一般的に採用されてきた。
例えば、特許文献1には、脱硫後の溶銑を脱りん炉内へ注入し、次工程の脱炭炉で発生する転炉滓を主成分とする精錬剤を添加して溶銑温度を1400℃以下に保ちながら溶銑脱りんを行う工程と、得られた脱りん溶銑を脱炭炉で脱炭ならびに仕上げ脱りんする工程とを含む製鋼方法が記載されている。脱りん、脱炭のいずれの工程においても転炉形式の炉を用い、精錬剤として脱炭炉で発生した転炉滓を利用するので、品質の良好な鋼を低コストで溶製することができる。しかしながら、このプロセスでは脱りん処理時に硫黄含有量の多いスクラップや炭材を添加できず、また脱りん処理時に多少なりとも復硫が生じてしまうという問題があった。
一方、特許文献2には、前記の脱りん処理時に生じる復硫や、脱りん炉へ多量の冷鉄源(スクラップ)等を添加できないという問題を解決すべく、脱りん炉で溶銑に冷鉄源および炭材を添加し、脱りん処理をした後、脱硫設備(機械式攪拌を行うKR脱硫設備を使用)で脱硫し、次いで脱炭炉で脱炭精錬する鋼精錬法が開示されている。
このプロセスにおける特徴は以下の二点である。
(a)脱りん炉でスクラップを多量に添加する(溶銑率を、通常の95質量%に対して90質量%とする)ために、熱源として脱りん炉へ多量の炭材(硫黄含有量の高いコークスや石炭等)を添加していること。通常は、炭材の添加は行わないのに対し、14〜42kg/銑鉄t添加する。
(b)脱りん処理後、脱りん銑中の[C]濃度をほぼ飽和濃度(4.5質量%)にしていること。この溶銑中の炭素を熱源として使用できるので、脱炭炉でMn鉱石等を熱余裕分だけ添加することができる。但し、炭材添加量は多い。
しかしながら、この方法には以下の問題点がある。すなわち、脱りん炉へ炭材を添加した場合、炭材がスラグ中に捕捉され、溶銑への炭材の溶解が進行し難く、脱りん処理後に未溶解の炭材がスラグと共に排出される。炭材の比重が脱りんスラグの比重に近く、かつ軽いため、スラグ中に浮遊して溶銑と接触し難いこと等がその原因である。
また、脱りん炉へ添加したスクラップ中の硫黄含有量が予想外に高い場合があり、脱りん銑中の[S]濃度が0.03〜0.05質量%まで増加してしまうと、通常のKR脱硫法では所望の[S]濃度(例えば、0.0020質量%以下)まで低減できないという問題がある。
なお、特許文献2に記載の方法で、脱りん銑をKR脱硫した後の溶銑中の[S]濃度を所望の値(例えば、0.0020質量%以下)まで低減できない理由としては、通常溶銑に比べ脱りん銑は酸素ポテンシャルが高いことがあげられる。脱硫は酸素ポテンシャルが低いほど進行し易いが、脱りん処理後の溶銑は、そのような脱硫反応が進行し易い条件にはないからである。
したがって、脱りん銑を通常溶銑と同程度に高い効率で脱硫するには脱酸剤の添加が有効と思われ、例えば、特許文献3に「水素ガスを脱酸剤として利用する」方法が記載されている。この方法は、溶銑鍋に収容した溶銑の湯面上から溶銑に脱硫剤を投入し機械攪拌を行って脱硫する際に、水素ガス、または分解して水素ガスを発生する炭化水素ガスを含むガスを溶銑の湯面に所定の条件で吹き付ける方法であるが、操業中に水素ガスまたは水素ガスを発生する炭化水素ガスを取り扱うので、安全上の問題が懸念される。
溶銑脱硫する際に「炭材を添加する」方法については、非特許文献1に、「脱硫剤中のC混合量が増すにつれて混銑車内雰囲気の還元性が強まるためηCaO(CaOの反応効率)が向上する」と記載されている(3頁右欄第6行〜7行)。すなわち、従来はC飽和溶銑の脱硫処理時にCを添加して脱硫効率ηCaOを向上していたのだが、その際Cの効果は「当然のことながらCは溶銑中へ溶解できないので、専ら還元性雰囲気の強化」のみだったのである。したがって、添加したCは脱硫処理後にスラグと共に系外へ排出されてしまうので、不経済であった。なお、この非特許文献1におけるC添加量は(70−β)%CaO―25%CaCO3−5%CaF2−β%C(β=5〜20%)である。
特開昭62−290815号公報
特開平7−138628号公報 特開2003−166009号公報 「川鉄技報」vol.14(1982)、1〜9頁
前述したように、『脱硫→脱りん→脱炭』プロセス(従来プロセス)では、脱りん炉で硫黄含有量の多い炭材を多量に添加できない。そのため、脱りん銑中の[C]濃度が低くなり、脱炭炉での熱余裕が少なく、Mn、Fe歩留まり向上のためのマンガン鉱石や鉄鉱石等(冷却能が高い)を多量に添加できなくなる。また、脱りん炉で復硫が生じる。そのため、極低硫鋼を溶製するには、機械式攪拌装置を用いた脱硫(以下、「KR脱硫」ともいう)処理で過剰脱硫するか、二次精錬で脱硫しなければならない等の問題があった。
この問題は、前掲の特許文献2に記載される『脱りん(炭材を多配合)→KR脱硫→脱炭』プロセスを採用することによりほぼ解決される。なお、KR脱硫時に多少復りんしても、脱炭炉で脱りんできるため精錬全体にかかる負荷は、前記従来プロセスにおける復硫対策として二次精錬で脱硫することに比べるとはるかに小さい。
しかし、脱りん銑中の[S]濃度が硫黄含有量の高いスクラップの添加に起因して増加しすぎた場合、通常のKR脱硫法では所望の[S]濃度(例えば、0.0020質量%以下)まで低減できないおそれがある。また、脱りん炉へ炭材を添加した場合、前述したように、炭材がスラグ中に捕捉され溶銑への溶解が進行し難く、脱りん処理後に未溶解の炭材がスラグと共に排出される。
本発明はこのような状況に鑑みなされたもので、その目的は、脱りん銑を機械式攪拌装置を用いて脱硫処理し、その後脱炭するプロセスにおいて、下記の(イ)〜(ハ)の課題を解決することが可能な溶銑の脱硫方法を提供することにある。
(イ)硫黄含有量の多いスクラップの脱りん炉への多量添加により、脱りん銑中の[S]濃度が0.03〜0.05質量%となっても、その後のKR脱硫によって所望の[S]濃度まで脱硫する。
(ロ)脱りん用フラックス原単位や生成する脱りんスラグ量を前掲の特許文献2に記載のプロセスと同程度にする。
(ハ)炭材の溶銑中への溶解率(歩留まり)をできる限り高める。
本発明者らは、上記の課題を解決するために検討を重ねた結果、脱りん銑をKR脱硫する際に脱酸剤を添加することに想到した。また、脱りん銑を脱硫する際に炭材を添加すること、および脱酸剤と炭材を添加することに想到した。これには、次の(1)〜(5)の利点がある。なお、以下において、溶銑およびスラグ中の各成分の「%」は「質量%」を意味する。
(1)脱りん銑の脱硫を促進するには、系の酸素ポテンシャルを低下させればよい。その方法として、(i)Si源(フェロシリコンFe−Si、SiC廃材等)の添加、(ii)Al源(Al粒、Al灰等)の添加が有効と考えられる。
(2)脱りん銑中の[C]濃度は3.3〜4.2%程度であり、[C]飽和濃度(1250℃で約4.5%)まで炭材を溶解できる。したがって、脱りん銑中の[C]濃度が判明してからKR脱硫処理をすれば、適正量だけ炭材を添加することができ、炭材の無駄を低減できる。
(3)脱りん炉で添加された炭材の多くは脱りんスラグ中に捕捉され、溶銑と接触し難いが、KR処理時に添加された炭材は、スラグが溶銑中へ次々と巻き込まれ、炭材も同様に巻き込まれるので溶銑と接触する機会が多く、溶銑と効率よく接触できるため、炭材が溶銑へ溶解し易い。
(4)炭材粉を機械式攪拌装置のインペラー軸から脱りん銑中へ吹き込めば、炭材の溶解はさらに容易になる。
(5)脱りん銑の浴面に炭材が多少なりとも存在することにより、脱硫剤と脱りん銑との反応界面の酸素ポテンシャルが低下するので、脱硫率が向上する可能性がある。
本発明は、このような考え方に基づいてなされたもので、その要旨は、下記の脱硫方法にある。
すなわち、本発明の一つは、『脱りん銑を機械式攪拌装置を用いて脱硫処理する際に、脱酸剤を添加して脱硫処理する溶銑の脱硫方法』である。
この方法において、脱酸剤として前記のSi源(フェロシリコンFe−Si、SiC廃材等)、Al源(Al粒、Al灰等)を用いるのが有効である。
本発明の他の一つは、『脱りん銑を機械式攪拌装置を用いて脱硫処理する際に炭材を添加して[C]濃度を高め、続いて脱炭処理する溶銑の脱硫方法』である。
この脱硫方法において、炭材の添加を、機械式攪拌装置のインペラー軸から炭材粉を溶銑中へ吹き込むことにより行えば、炭材の溶銑への溶解はさらに容易になる。
また、前述のように脱硫処理する際に脱酸剤を添加し、かつ炭材を添加して[C]濃度を高めることとすれば、脱りん銑の脱硫の促進に有効であるばかりでなく、その後の脱炭炉でMn鉱石の溶融還元を実施して高価な金属Mn使用量を削減できるので、非常に経済的である。
前記の「機械式攪拌装置を用いた脱硫処理」とは、後述する図1に示すように、溶銑1を収容した容器2の直上から溶銑中に浸漬した回転翼(インペラー)3を高速で回転させ、インペラー軸4の近傍に渦流による陥没部を形成させて溶銑表面のスラグを溶銑1中へ次々と巻き込み、攪拌しながら処理する、いわゆるKR脱硫処理をいう。
本発明の溶銑の脱硫方法によれば、脱りん炉で硫黄含有量の多い安価なスクラップを添加できるので、鋼溶製コストを低減することができる。また、脱りん銑中の[C]濃度を効率よく高めることができ、その結果、脱炭炉でMn鉱石を多量に添加できるので、[S]濃度が低く、[Mn]濃度の高い高品質の溶鋼を安価に溶製できる。
本発明の溶銑の脱硫方法は、前記のように、『脱りん銑を機械式攪拌装置を用いて脱硫処理する際に、脱酸剤を添加して脱硫処理する溶銑の脱硫方法』、および『脱りん銑を機械式攪拌装置を用いて脱硫処理する際に炭材を添加して[C]濃度を高め、続いて脱炭処理する溶銑の脱硫方法』である。その特徴は、例えば硫黄含有量の高い冷鉄源を添加した脱りん処理後の高[S]濃度の溶銑に脱硫処理を施す場合でも、安価に低[S]溶鋼を溶製できること、および炭材を添加して[C]濃度を高める点にある。
脱りん銑は通常溶銑より酸素ポテンシャルが高いため、脱酸剤(金属Si含有物や金属Al含有物)を添加した方が、脱硫反応が促進されるのである。
また、脱りん銑中の[C]濃度を高めるのは、[C]濃度が高いほど脱炭処理の際にMn鉱石を多量に添加できるからである。これにより、脱炭後の溶鋼中の[Mn]濃度が高くなるので、[Mn]濃度を高めるために後の工程で添加する高価な金属Mnの量を削減することができる。
炭材の添加を脱硫処理を施す際に行うのは、脱りん処理の際に添加するより歩留まりを高くできるからである。脱りん処理の末期には[C]濃度が3.3〜4.2%となるが、それまでの脱りん処理中は、[C]濃度が高い(飽和濃度に近い)ため炭材が溶解し難い。したがって、[C]濃度がより低い脱硫処理時に炭材を添加した方が炭材を溶解させ易いのである。
また、炭材の添加を脱硫処理を施す際に行うこととすれば、脱りん銑中の[C]濃度が判明してから炭材を添加するので、適正量を添加することが可能であり、炭材の無駄を低減できる。なお、前記適正量とは、[C]濃度を飽和濃度にまで高めるのに相当する量に若干量を加えた量で、脱りん銑表面上に少量の炭材を浮かせておくことにより、前述のように脱硫剤と脱りん銑との反応界面の酸素ポテンシャルが低下するので、脱硫率を向上できる可能性がある。
脱硫処理を機械式攪拌装置を用いて行うのは、回転翼(インペラー)を高速で回転させ、スラグおよび炭材等を溶銑中へ次々と巻き込み、攪拌しながら処理するので、炭材も溶銑と効率よく接触でき、炭材が溶銑へ溶解し易いからである。
図3は、脱りん処理の際に炭材(例えば、土状黒鉛)を添加したときの脱りん炉内の状態を模式的に示す図である。この場合は、上吹ランス7から酸素(O2)が、また底吹羽口8から窒素(N2)が吹き込まれるが、溶銑1と脱りんスラグ9は層状をなし、添加された炭材(土状黒鉛5)の多くは脱りんスラグ中に捕捉される。
一方、図1は、機械式攪拌装置を備える脱硫装置に炭材(土状黒鉛)を添加したときの脱硫装置内の状態を模式的に示す図である。この場合は、スラグは溶銑1中へ次々と巻き込まれ攪拌されており、この溶銑1表面に投入された土状黒鉛5および脱硫剤6も同様に巻き込まれるので、溶銑と接触する機会が多く、炭材が溶銑へ溶解し易くなる。
この脱硫方法において、脱りん銑中の[C]濃度は前記の3.3〜4.2%が好適である。4.2%を超えると炭材添加の効果が飽和し、炭材の添加に要する工数増等を考慮すればあまり有利とはいえない。一方、3.3%を下回ると、KR脱硫の際の炭材添加量が増大し、炭材を脱硫処理時間内に溶銑中へ溶解しきれなくなるという問題が生じる。なお、処理後の[C]濃度が3.3%を下回るような脱りん吹錬をした場合には、脱硫処理時における炭材添加量の増加や、それによって上昇した溶銑中の[C]濃度を下げるための酸素源添加量の増加によるコストアップが問題となる。
本発明の脱硫方法において、炭材の添加を、機械式攪拌装置のインペラー軸から炭材粉を溶銑中へ吹き込むことにより行えば、炭材の溶銑への溶解はさらに容易になる。
図2は、機械式攪拌装置のインペラー軸から炭材粉を溶銑中へ吹き込んだときの脱硫装置内の状態を模式的に示す図である。この場合は、炭材として土状黒鉛粉5aをインペラー軸から、すなわち管状に構成されたインペラー軸4aの内部空間(図中に破線で表示)を通過させてその下端からキャリアーガス(窒素等)とともに溶銑1中に吹き込むので、溶銑1と土状黒鉛粉5aとの接触面積は飛躍的に増大し、黒鉛粉5aの溶解速度および溶解率が大幅に向上する。
この場合の炭材(土状黒鉛粉など)の粒径は、特に限定されることはない。機械式攪拌装置のインペラー軸から気体とともに溶銑中に吹き込める程度の粒径であればよい。
また、この脱硫方法において、脱硫処理する際に炭材を添加し、かつ脱酸剤を添加することととすれば、脱りん銑の脱硫を促進しかつ[C]濃度を高められる。
例えば、脱りん炉へ硫黄含有量の多いスクラップを添加して脱りん銑中の[S]濃度が0.03〜0.05%に上昇しても、脱酸剤を添加して系の酸素ポテンシャルを低下させれば、脱りん銑の脱硫が促進され、KR脱硫によって[S]濃度を0.0030%以下まで低下させることができる。なお、脱硫処理時に炭材を添加しても脱硫挙動はほとんど影響を受けない。したがって、脱硫処理時に脱酸剤と炭材を添加すれば、脱硫反応の促進と脱りん銑中[C]濃度の増加の両方の利点を享受できるのである。
脱酸剤としては、Si源(Fe−Si,SiC廃材等)やAl源(Al粒、Al灰等)が使用でき、これらを、脱りん銑中の[S]濃度に応じて適量を添加するのが有効である。Si源およびAl源のうちのいずれか一方を用いてもよいし、両方を用いてもよい。
特にSi源添加は以下の理由で有効である。
(a)従来、KR脱硫スラグは焼結工程へリサイクルしている。脱酸剤としてSi源を使用する場合には脱硫スラグ中にSiO2が混入し、Al源を使用する場合にはAl23が混入する。高炉で使用する焼結鉱としてはAl23含有量に規制があるため、できればAl23濃度の低いKR脱硫スラグを使用したい。その点からSi源添加の方がやや有利となる。
(b)脱りん銑の脱硫剤にソーダ灰(Na2CO3)含有物を用いた場合には、Na2CO3+2C=2Na(g)+3CO(g)の反応によりソーダ灰の大部分は蒸発ロスしてしまい、歩留まりが著しく低い。ところが、脱硫スラグ中にSiO2源があるとソーダ灰がSiO2と反応してNa2O・SiO2系化合物を形成するために脱硫スラグ中への歩留まりが向上し、その結果として脱硫率が高まるのである。
なお、脱りん銑を脱酸するためにSi源を用いるので、Si源を添加するのは以下の時期に限られる。(イ)脱りん銑を装入する鍋中へ予め入れ置き、もしくは脱りん銑を出湯する際に鍋中へ添加する。(ロ)KR脱硫処理前もしくは処理中に添加する。
前述した本発明の脱硫方法において、脱りん用フラックス原単位は、前掲の特許文献2に記載のプロセスと同程度である。次に述べる実施例の比較例2および3が特許文献2に記載のプロセスに該当するが、そこで使用されているフラックスは酸化鉄(スケール)2t、生石灰約4.2tであり、一方、実施例1〜4でも同じフラックスが同量使用されており、処理対象の溶銑はいずれも250tで、脱りん用フラックス原単位は全く変わらない。また、表示してはいないが、生成する脱りんスラグ量についても差異はない。
以下に、炭材を添加しないか、または脱りん処理時に添加する比較例1〜3と対比しつつ、脱りん銑のKR脱硫時に脱酸剤を添加する本発明の脱硫方法およびKR脱硫処理時に炭材を添加する本発明の脱硫方法(実施例1〜5)について述べる。脱酸剤としてはFe−SiまたはAl灰を、炭材としては土状黒鉛を使用した。なお、後に示す表1に、脱りん、脱硫および脱炭の各処理工程におけるC、Sなど特定の成分の濃度、脱酸剤、炭材およびMn鉱石の添加量などをまとめて示した。
(比較例1)
〔脱りん処理〕
高炉から排出された溶銑〔[Si]濃度(以下、単に[Si]で表す。他の成分についても同様に表記する):0.3%、[Mn]:0.20%、[P]:0.1%、[S]:0.025%、1340℃〕250tを、転炉(注銑前にスクラップを25t装入済み)へ装入し、脱りん処理を行った。上吹ランスから酸素を22000m3/hの流量で6分間溶銑に吹き付け、底吹羽口から窒素を50m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、酸化鉄(スケール)2t、生石灰約4.2t(配合塩基度CaO/SiO2:約2.5)を添加した。
脱りん吹錬後に、[C]3.7%、[Mn]0.15%、[P]0.020%、[S]0.018%、温度1355℃の溶銑を得た。
〔脱硫処理〕
前記脱りん銑をKR脱硫処理した。脱硫剤として、生石灰1.5t、ソーダ灰0.17tを添加した。
KR脱硫処理後に、[C]3.7%、[Mn]0.15%、[P]0.021%、[S]0.0029%、温度1270℃の溶銑を得た。脱硫スラグ中(Na2O)濃度は約3%だった。
〔脱炭処理〕
前記脱りん脱硫銑を脱炭処理した。上吹ランスから酸素を50000m3/hの流量で15分間溶銑に吹き付け、底吹羽口からCO2ガスを10〜40m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、Mn鉱石(Mn含有率55%)0.7t、生石灰約1.5t、珪石0.4t(配合塩基度CaO/SiO2:約3.7)を添加した。
脱炭吹錬後に、[C]0.1%、[Mn]0.26%、[P]0.015%、[S]0.0030%、温度1650℃の溶鋼を得た。
(比較例2)
〔脱りん処理〕
高炉から排出された溶銑([Si]:0.3%、[Mn]:0.19%、[P]:0.1%、[S]:0.024%、1345℃)250tを、転炉(注銑前にスクラップを25t装入済み)へ装入し、脱りん処理を行った。上吹ランスから酸素を22000m3/hの流量で6分間溶銑に吹き付け、底吹羽口から窒素を50m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、酸化鉄(スケール)2t、生石灰約4.2t(配合塩基度CaO/SiO2:約2.5)と、さらに炭材として土状黒鉛(C含有率85%)2.4tを添加した。
脱りん吹錬後に、[C]4.1%、[P]0.020%、[S]0.019%、温度1355℃の溶銑を得た。排出されたスラグ中に黒鉛塊の残留が確認された(計算上、黒鉛の脱りん銑への溶解率(歩留まり)は約50%だった)。
〔脱硫処理〕
前記脱りん銑をKR脱硫処理した。脱硫剤として、生石灰1.5t、ソーダ灰0.17tを添加した。
KR脱硫処理後に、[C]4.0%、[Mn]0.15%、[P]0.021%、[S]0.0030%、温度1268℃の溶銑を得た。脱硫スラグ中(Na2O)濃度は約3%だった。
〔脱炭処理〕
前記脱りん脱硫銑を脱炭処理した。上吹ランスから酸素を50000m3/hの流量で15分間溶銑に吹き付け、底吹羽口からCO2ガスを10〜40m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、Mn鉱石2.2t、生石灰約1.5t、珪石0.4t(配合塩基度CaO/SiO2:約3.7)を添加した。
脱炭吹錬後に、[C]0.1%、[Mn]0.49%、[P]0.015%、[S]0.0030%、温度1653℃の溶鋼を得た。
(比較例3)
〔脱りん処理〕
高炉から排出された溶銑([Si]:0.3%、[Mn]:0.19%、[P]:0.1%、[S]:0.024%、1345℃)250tを、転炉(注銑前に硫黄含有量の多いスクラップを25t装入済み)へ装入し、脱りん処理を行った。上吹ランスから酸素を22000m3/hの流量で6分間溶銑に吹き付け、底吹羽口から窒素を50m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、酸化鉄(スケール)2t、生石灰約4.2t(配合塩基度CaO/SiO2:約2.5)と、土状黒鉛(C含有率85%)2.4tを添加した。
脱りん吹錬後に、[C]4.1%、[P]0.020%、[S]0.040%、温度1353℃の溶銑を得た。排出したスラグ中に黒鉛塊の残留が確認された(計算上、黒鉛の脱りん銑への溶解率(歩留まり)は約50%だった)。
〔脱硫処理〕
前記脱りん銑をKR脱硫処理した。脱硫剤として、生石灰2.0t、ソーダ灰0.22tを添加した。
KR脱硫処理後に、[C]4.0%、[Mn]0.15%、[P]0.021%、[S]0.0055%、温度1269℃の溶銑を得た。脱硫スラグ中(Na2O)濃度は約3%だった。
〔脱炭処理〕
前記脱りん脱硫銑を脱炭処理した。上吹ランスから酸素を50000m3/hの流量で15分間溶銑に吹き付け、底吹羽口からCO2ガスを10〜40m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、Mn鉱石2.2t、生石灰約1.5t、珪石0.4t(配合塩基度CaO/SiO2:約3.7)を添加した。
脱炭吹錬後に、[C]0.1%、[Mn]0.49%、[P]0.015%、[S]0.0056%、温度1657℃の溶鋼を得た。
(実施例1)
〔脱りん処理〕
高炉から排出された溶銑([Si]:0.3%、[Mn]:0.20%、[P]:0.1%、[S]:0.025%、1338℃)250tを、転炉(注銑前に硫黄含有量の多いスクラップを25t装入済み)へ装入し、脱りん処理を行った。上吹ランスから酸素を22000m3/hの流量で6分間溶銑に吹き付け、底吹羽口から窒素を50m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、酸化鉄(スケール)2t、生石灰約4.2t(配合塩基度CaO/SiO2:約2.5)を添加した。
脱りん吹錬後に、[C]3.7%、[P]0.021%、[S]0.039%、温度1350℃の溶銑を得た。
〔脱硫処理〕
前記脱りん銑をKR脱硫処理した。脱硫剤として、生石灰1.5t、ソーダ灰0.17tを添加し、さらに脱酸剤としてFe―Si400kgを添加した。
KR脱硫処理後に、[C]3.7%、[Mn]0.15%、[P]0.021%、[S]0.0022%、温度1261℃の溶銑を得た。脱硫スラグ中(Na2O)濃度は約5%だった。
〔脱炭処理〕
前記脱りん脱硫銑を脱炭処理した。上吹ランスから酸素を50000m3/hの流量で15分間溶銑に吹き付け、底吹羽口からCO2ガスを10〜40m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、Mn鉱石0.7t、生石灰約1.5t、珪石0.4t(配合塩基度CaO/SiO2:約3.7)を添加した。
脱炭吹錬後に、[C]0.1%、[Mn]0.26%、[P]0.015%、[S]0.0023%、温度1657℃の溶鋼を得た。
(実施例2)
〔脱りん処理〕
高炉から排出された溶銑([Si]:0.3%、[Mn]:0.19%、[P]:0.1%、[S]:0.024%、1342℃)250tを、転炉(注銑前にスクラップを25t装入済み)へ装入し、脱りん処理を行った。上吹ランスから酸素を22000m3/hの流量で6分間溶銑に吹き付け、底吹羽口から窒素を50m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、酸化鉄(スケール)2t、生石灰約4.2t(配合塩基度CaO/SiO2:約2.5)を添加した。
脱りん吹錬後に、[C]3.7%、[P]0.020%、[S]0.019%、温度1355℃の溶銑を得た。
〔脱硫処理〕
前記脱りん銑をKR脱硫処理した。脱硫剤として、生石灰1.5t、ソーダ灰0.17tを添加し、さらに炭材として土状黒鉛(C含有率85%)2.4tを添加した。
KR脱硫処理後に、[C]4.3%、[Mn]0.15%、[P]0.021%、[S]0.0026%、温度1264℃の溶銑を得た。排出したスラグ中に黒鉛塊はほとんど確認できなかった(計算上、黒鉛の脱りん銑への溶解率(歩留まり)は約75%だった)。脱硫スラグ中(Na2O)濃度は約3%だった。
〔脱炭処理〕
前記脱りん脱硫銑を脱炭処理した。上吹ランスから酸素を50000m3/hの流量で15分間溶銑に吹き付け、底吹羽口からCO2ガスを10〜40m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、Mn鉱石3.7t、生石灰約1.5t、珪石0.4t(配合塩基度CaO/SiO2:約3.7)を添加した。
脱炭吹錬後に、[C]0.1%、[Mn]0.72%、[P]0.015%、[S]0.0027%、温度1653℃の溶鋼を得た。
(実施例3)
〔脱りん処理〕
高炉から出た溶銑([Si]:0.3%、[Mn]:0.20%、[P]:0.1%、[S]:0.024%、1341℃)250tを、転炉(注銑前にスクラップを25t装入済み)へ装入し、脱りん処理を行った。上吹ランスから酸素を22000m3/hの流量で6分間溶銑に吹き付け、底吹羽口から窒素を50m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、酸化鉄(スケール)2t、生石灰約4.2t(配合塩基度CaO/SiO2:約2.5)を添加した。
脱りん吹錬後に、[C]3.7%、[P]0.020%、[S]0.019%、温度1355℃の溶銑を得た。
〔脱硫処理〕
前記脱りん銑をKR脱硫処理した。脱硫剤として、生石灰1.5t、ソーダ灰0.17tを、さらに土状黒鉛(C含有率85%)1.4tを添加し、また土状黒鉛粉(C含有率85%、粒径:0.15mm以下)1.0tをインペラー軸下端から窒素をキャリアーガスとして溶銑中へ吹き込んだ。
KR脱硫処理後に、[C]4.42%、[Mn]0.15%、[P]0.021%、[S]0.0026%、温度1260℃の溶銑を得た。排出したスラグ中に黒鉛塊はほとんど確認できなかった(計算上、黒鉛の脱りん銑への溶解率(歩留まり)は約90%だった)。脱硫スラグ中(Na2O)濃度は約3%だった。
〔脱炭処理〕
前記脱りん脱硫銑を脱炭処理した。上吹ランスから酸素を50000m3/hの流量で15分間溶銑に吹き付け、底吹羽口からCO2ガスを10〜40m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、Mn鉱石4.7t、生石灰約1.5t、珪石0.4t(配合塩基度CaO/SiO2:約3.7)を添加した。
脱炭吹錬後に、[C]0.1%、[Mn]0.87%、[P]0.015%、[S]0.0027%、温度1651℃の溶鋼を得た。
(実施例4)
〔脱りん処理〕
高炉から出た溶銑([Si]:0.3%、[Mn]:0.20%、[P]:0.1%、[S]:0.025%、1340℃)250tを、転炉(注銑前に硫黄含有量の多いスクラップを25t装入済み)へ装入し、脱りん処理を行った。上吹ランスから酸素を22000m3/minの流量で6分間溶銑に吹き付け、底吹羽口から窒素を50m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、酸化鉄(スケール)2t、生石灰約4.2t(配合塩基度CaO/SiO2:約2.5)を添加した。
脱りん吹錬後に、[C]3.7%、[P]0.020%、[S]0.041%、温度1350℃の溶銑を得た。
〔脱硫処理〕
前記脱りん銑をKR脱硫処理した。脱硫剤として、生石灰1.5t、ソーダ灰0.17tを添加し、さらに、土状黒鉛(C含有率85%)2.4t、脱酸剤としてAl灰200kgを添加した。
KR脱硫処理後に、[C]4.3%、[Mn]0.15%、[P]0.021%、[S]0.0021%、温度1264℃の溶銑を得た。排出したスラグ中に黒鉛塊はほとんど確認できなかった(計算上、黒鉛の脱りん銑への溶解率(歩留まり)は約75%だった)。脱硫スラグ中(Na2O)濃度は約3%だった。
〔脱炭処理〕
前記脱りん脱硫銑を脱炭処理した。上吹ランスから酸素を50000m3/minの流量で15分間溶銑に吹き付け、底吹羽口からCO2ガスを10〜40m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、Mn鉱石4.7t、生石灰約1.5t、珪石0.4t(配合塩基度CaO/SiO2:約3.7)を添加した。
脱炭吹錬後に、[C]0.1%、[Mn]0.88%、[P]0.015%、[S]0.0022%、温度1655℃の溶鋼を得た。
(実施例5)
〔脱りん処理〕
高炉から出た溶銑([Si]:0.3%、[Mn]:0.20%、[P]:0.1%、[S]:0.025%、1340℃)250tを、転炉(注銑前に硫黄含有量の多いスクラップを25t装入済み)へ装入し、脱りん処理を行った。上吹ランスから酸素を22000m3/hの流量で6分間溶銑に吹き付け、底吹羽口から窒素を50m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、酸化鉄(スケール)2t、生石灰約4.2t(配合塩基度CaO/SiO2:約2.5)を添加した。
脱りん吹錬後に、[C]3.7%、[P]0.021%、[S]0.039%、温度1355℃の溶銑を得た。
〔脱硫処理〕
前記脱りん銑をKR脱硫処理した。脱硫剤として、生石灰1.5t、ソーダ灰0.17tを添加し、さらに、土状黒鉛(C含有率85%)2.4t、Fe―Si400kgを添加した。
KR脱硫処理後に、[C]4.3%、[Mn]0.15%、[P]0.021%、[S]0.0024%、温度1264℃の溶銑を得た。排出したスラグ中に黒鉛塊はほとんど確認できなかった(計算上、黒鉛の脱りん銑への溶解率(歩留まり)は約75%だった)。脱硫スラグ中(Na2O)濃度は約5%だった。
〔脱炭処理〕
前記脱りん脱硫銑を脱炭処理した。上吹ランスから酸素を50000m3/hの流量で15分間溶銑に吹き付け、底吹羽口からCO2ガスを10〜40m3/minの流量で溶銑中へ吹き込むとともに、Mn鉱石4.7t、生石灰約1.5t、珪石0.4t(配合塩基度CaO/SiO2:約3.7)を添加した。
脱炭吹錬後に、[C]0.1%、[Mn]0.87%、[P]0.015%、[S]0.0025%、温度1657℃の溶鋼を得た。
以上述べた比較例および実施例について、特定の成分の濃度、脱酸剤、炭材、Mn鉱石の添加量などを、表1にまとめて示す。
Figure 2005200762
表1から、炭材を添加していない比較例1では、溶鋼温度を確保するために、Mn鉱石の添加量が制約されたこともあって、脱炭後の[Mn]濃度は0.26%であった。比較例2および3では、炭材を添加したので、Mn鉱石の添加量を高めることができ、脱炭後の[Mn]濃度はいずれも0.49%と上昇したが、炭材を脱りん処理時に添加しているため、炭材の溶解率(歩留まり)が50%と低かった。なお、比較例3では、注銑前に硫黄含有量の多いスクラップを転炉に装入したため、[S]濃度が高く、KR脱硫処理後も0.0055%に止まった。
これに対して、実施例1では、注銑前に硫黄含有量の多いスクラップを転炉に装入したため、[S]濃度が高かったが、脱硫処理時にFe−Siを添加したので、系の酸化ポテンシャルが低下し、かつスラグ中へのソーダ灰歩留まり〔スラグ中(Na2O)濃度〕が向上したため、炭材を添加しなくても脱硫処理後の[S]濃度は0.0022%に低下した。
実施例2では、炭材の添加を脱硫処理時に行ったので、溶解率(歩留まり)が75%と高く、その分Mn鉱石の添加量を高めることができ、脱炭後の[Mn]濃度を0.72%と高めることができた。
実施例3では、炭材の添加量の一部をインペラー軸から吹き込んだので、溶解率が90%に上昇し、Mn鉱石を多量に添加できたため、脱炭後の[Mn]濃度は0.87%と高かった。
実施例4および5では、注銑前に硫黄含有量の多いスクラップを転炉に装入したため、[S]濃度が高かったが、脱硫処理時に炭材を添加し、更に実施例4ではAl灰を添加し、実施例5ではFe−Siを添加したので、系の酸化ポテンシャルが低下し、脱硫処理後の[S]濃度は、それぞれ0.0021%、0.0024%に低下した。
本発明の溶銑の脱硫方法によれば、脱りん処理時に硫黄含有量の多い安価なスクラップを添加しても、[S]濃度の低減が可能であり、また、脱りん銑中の[C]濃度を高めて、脱炭炉でMn鉱石を多量に添加できる。したがって、[S]濃度が低く、[Mn]濃度の高い高品質の溶鋼を低コストで溶製することができ、土木、建築等の分野で使用される高品質の鋼材の製造に、有用かつ実用性に優れた方法として好適に利用することができる。
機械式攪拌装置を備える脱硫装置に炭材(土状黒鉛)を添加したときの脱硫装置内の状態を模式的に示す図である。 機械式攪拌装置のインペラー軸から炭材粉を溶銑中へ吹き込んだときの脱硫装置内の状態を模式的に示す図である。 脱りん処理の際に炭材(土状黒鉛)を添加したときの脱りん炉内の状態を模式的に示す図である。
符号の説明
1:溶銑
2:容器
3:回転翼(インペラー)
4、4a:インペラー軸
5:土状黒鉛
5a:土状黒鉛粉
6:脱硫剤
7:上吹ランス
8:底吹羽口
9:脱りんスラグ

Claims (5)

  1. 脱りん銑を機械式攪拌装置を用いて脱硫処理する際に、脱酸剤を添加して脱硫処理することを特徴とする溶銑の脱硫方法。
  2. 前記脱酸剤としてSi源およびAl源のうちのいずれか一方または両方を用いることを特徴とする請求項1に記載の溶銑の脱硫方法。
  3. 脱りん銑を機械式攪拌装置を用いて脱硫処理する際に炭材を添加して[C]濃度を高め、続いて脱炭処理することを特徴とする溶銑の脱硫方法。
  4. 炭材の添加を、機械式攪拌装置のインペラー軸から炭材粉を溶銑中へ吹き込むことにより行う請求項3に記載の溶銑の脱硫方法。
  5. 脱硫処理する際に、炭材を添加して[C]濃度を高め、かつ脱酸剤を添加することを特徴とする請求項3または4に記載の溶銑の脱硫方法。
JP2004147883A 2003-12-16 2004-05-18 溶銑の脱硫方法 Pending JP2005200762A (ja)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2004147883A JP2005200762A (ja) 2003-12-16 2004-05-18 溶銑の脱硫方法

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2003418430 2003-12-16
JP2004147883A JP2005200762A (ja) 2003-12-16 2004-05-18 溶銑の脱硫方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
JP2005200762A true JP2005200762A (ja) 2005-07-28

Family

ID=34829189

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP2004147883A Pending JP2005200762A (ja) 2003-12-16 2004-05-18 溶銑の脱硫方法

Country Status (1)

Country Link
JP (1) JP2005200762A (ja)

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103409593A (zh) * 2013-07-16 2013-11-27 辽宁科技大学 一种向钢液中螺旋喷吹包覆纳米粒子粉体的方法及其装置
CN105671247A (zh) * 2016-03-07 2016-06-15 重庆大学 一种硅锰合金液喷粉脱磷的炉外精炼方法
KR20160106130A (ko) 2014-01-10 2016-09-09 제이에프이 스틸 가부시키가이샤 탈황 처리 후의 용선의 복황 방지 방법
CN113930569A (zh) * 2021-10-13 2022-01-14 四川德胜集团钒钛有限公司 一种防止低温高硫钒钛铁水kr脱硫漫包的方法

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103409593A (zh) * 2013-07-16 2013-11-27 辽宁科技大学 一种向钢液中螺旋喷吹包覆纳米粒子粉体的方法及其装置
KR20160106130A (ko) 2014-01-10 2016-09-09 제이에프이 스틸 가부시키가이샤 탈황 처리 후의 용선의 복황 방지 방법
CN105671247A (zh) * 2016-03-07 2016-06-15 重庆大学 一种硅锰合金液喷粉脱磷的炉外精炼方法
CN113930569A (zh) * 2021-10-13 2022-01-14 四川德胜集团钒钛有限公司 一种防止低温高硫钒钛铁水kr脱硫漫包的方法
CN113930569B (zh) * 2021-10-13 2023-01-24 四川德胜集团钒钛有限公司 一种防止低温高硫钒钛铁水kr脱硫漫包的方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP7302749B2 (ja) 溶鉄の脱りん方法
JP2006233264A (ja) 高クロム溶鋼の溶製方法
JP2005200762A (ja) 溶銑の脱硫方法
JP2988305B2 (ja) 溶鋼の脱硫方法
JPH0141681B2 (ja)
JP4765374B2 (ja) 含クロム溶銑の脱硫処理方法
JP4214894B2 (ja) 溶銑の予備処理方法
JP4192503B2 (ja) 溶鋼の製造方法
JP4254412B2 (ja) 溶銑の脱珪脱硫方法
JP3233304B2 (ja) Mn鉱石の溶融還元を伴った低Si・低S・高Mn溶銑の製造
JP3772725B2 (ja) 鋼の溶製方法
JP4714655B2 (ja) 含クロム溶鉄の脱硫方法
RU2836118C2 (ru) Способ дефосфоризации расплавленного железосодержащего сырья
JPS5816006A (ja) 溶銑脱燐方法
JP2006083421A (ja) 鋼の製造方法
JPH05140626A (ja) 溶銑の予備処理方法
JP7167704B2 (ja) 溶銑脱硫方法
JPH11343514A (ja) 底吹転炉を用いた高炭素溶鋼の溶製方法
JP2842248B2 (ja) 溶銑の脱硫方法
JPH111714A (ja) 製鋼方法
JPS61104014A (ja) 酸化精錬炉におけるMn鉱石高効率還元法
JPH03291323A (ja) 耐水素誘起割れ性の優れた清浄鋼の製造方法
JP2022027515A (ja) 溶鋼の脱硫方法および脱硫フラックス
JP2004143544A (ja) 溶銑の脱硫方法
JPS58181815A (ja) 転炉による溶銑の予備脱硅方法

Legal Events

Date Code Title Description
A621 Written request for application examination

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621

Effective date: 20060601

A977 Report on retrieval

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007

Effective date: 20090127

A131 Notification of reasons for refusal

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131

Effective date: 20090203

A521 Written amendment

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523

Effective date: 20090324

A131 Notification of reasons for refusal

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131

Effective date: 20090929

A02 Decision of refusal

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A02

Effective date: 20100302