JP6213174B2 - 脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法 - Google Patents
脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法 Download PDFInfo
- Publication number
- JP6213174B2 JP6213174B2 JP2013236980A JP2013236980A JP6213174B2 JP 6213174 B2 JP6213174 B2 JP 6213174B2 JP 2013236980 A JP2013236980 A JP 2013236980A JP 2013236980 A JP2013236980 A JP 2013236980A JP 6213174 B2 JP6213174 B2 JP 6213174B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- slag
- particle size
- decarburized
- solidifying agent
- mass
- 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.)
- Active
Links
Landscapes
- Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
Description
本発明は、脱りん予備処理を終了した溶銑を用いる上底吹き転炉の操業方法において、脱炭スラグを炉内に残して次チャージの脱炭吹錬にリサイクルする、脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法に関する。
近年、溶銑予備処理の発展に伴い、転炉へ装入される溶銑は、ほとんどが脱りん、脱硫処理されたものとなっている。その結果、転炉での主反応は専ら脱炭のみになりつつあり、更にスラグを造成して精錬する必要がなくなったので、少量スラグ操業が行われるようになった。
このスラグ量が少ないというメリットを活用すべく、脱炭吹錬時にＭｎ鉱石を添加して溶銑中［Ｃ］で効率よく還元する方法が考案された（特許文献１参照。）。
上記方法により高価なＦｅ−Ｍｎ合金を安価なＭｎ鉱石で代替できるようになった。
しかしながら、上記技術には以下の問題点があった。Ｍｎ鉱石の融点は約１５８０℃と高温であるため、脱炭吹錬後半の高温期に溶融、還元が進むので、例えば脱炭吹錬における１６００℃以上の高温期が短いと、添加したＭｎ鉱石の還元、回収が十分に進まず、吹錬終了後にＭｎＯ濃度の高いスラグを捨てねばならず、これが大きなＭｎロスとなっていた。
しかしながら、上記技術には以下の問題点があった。Ｍｎ鉱石の融点は約１５８０℃と高温であるため、脱炭吹錬後半の高温期に溶融、還元が進むので、例えば脱炭吹錬における１６００℃以上の高温期が短いと、添加したＭｎ鉱石の還元、回収が十分に進まず、吹錬終了後にＭｎＯ濃度の高いスラグを捨てねばならず、これが大きなＭｎロスとなっていた。
この問題を解決するため、脱炭炉でＭｎ鉱石を装入して脱炭吹錬終了までにある程度還元、回収し、脱炭スラグを炉外へ排出せずに、スラグ固化剤（軽焼ドロマイトまたは生ドロマイト）を装入してから、次チャージの注銑を行う方法が開示された（特許文献２参照。）。
脱炭スラグ中にはＦｅＯが多量に含まれているため、脱炭スラグが溶融状態を維持したままで次チャージの注銑を行うと、（１）式による突沸が生じて危険である。このため、特許文献２に記載の発明では脱炭スラグを固化する必要がある。
ＦｅＯ＋［Ｃ］＝ＣＯ＋［Ｆｅ］ （１）
すなわち、還元、回収しきれていないＭｎＯを含有する脱炭スラグを次チャージの脱炭吹錬へリサイクルし、次チャージで新たに添加するＭｎ鉱石とともに脱炭吹錬中に還元回収するのである。もちろん、次チャージで新たにＭｎ鉱石を装入しても構わない。このように、上記方法を繰り返せば、Ｍｎ鉱石添加量を増やしても、Ｍｎロスをそれほど気にする必要はなさそうに見える。
ＦｅＯ＋［Ｃ］＝ＣＯ＋［Ｆｅ］ （１）
すなわち、還元、回収しきれていないＭｎＯを含有する脱炭スラグを次チャージの脱炭吹錬へリサイクルし、次チャージで新たに添加するＭｎ鉱石とともに脱炭吹錬中に還元回収するのである。もちろん、次チャージで新たにＭｎ鉱石を装入しても構わない。このように、上記方法を繰り返せば、Ｍｎ鉱石添加量を増やしても、Ｍｎロスをそれほど気にする必要はなさそうに見える。
しかしながら、特許文献２に記載の上記方法には以下の問題点がある。
Ｍｎ鉱石中のＭｎは、ＭｎＯ２の形態で存在しており、（２）〜（４）式で示される以下の三段階で解離する。
Ｍｎ鉱石中のＭｎは、ＭｎＯ２の形態で存在しており、（２）〜（４）式で示される以下の三段階で解離する。
ＭｎＯ２→１／２Ｍｎ２Ｏ３＋１／４Ｏ２ （２）
Ｍｎ２Ｏ３→２／３Ｍｎ３Ｏ４＋１／６Ｏ２ （３）
Ｍｎ３Ｏ４→３ＭｎＯ＋１／２Ｏ２ （４）
（２）式は約５００℃で起こり、（３）式は約９００℃で起こり、（４）式は約１５００℃で起こるとされている。よって、脱炭吹錬中にＭｎ鉱石を添加すると、上記解離反応で放出された酸素ガスにより、溶銑中［Ｍｎ］が［Ｃ］に対して優先的に酸化されてしまう。これは、低温の脱炭吹錬前半に顕著であり、吹錬末期の酸素ポテンシャルが高い状況下では起こり難い。
Ｍｎ２Ｏ３→２／３Ｍｎ３Ｏ４＋１／６Ｏ２ （３）
Ｍｎ３Ｏ４→３ＭｎＯ＋１／２Ｏ２ （４）
（２）式は約５００℃で起こり、（３）式は約９００℃で起こり、（４）式は約１５００℃で起こるとされている。よって、脱炭吹錬中にＭｎ鉱石を添加すると、上記解離反応で放出された酸素ガスにより、溶銑中［Ｍｎ］が［Ｃ］に対して優先的に酸化されてしまう。これは、低温の脱炭吹錬前半に顕著であり、吹錬末期の酸素ポテンシャルが高い状況下では起こり難い。
この現象を回避するために、Ｍｎ鉱石をより脱炭吹錬の中期以降に添加したり、Ｍｎ鉱石を石灰石と事前に１３００℃以上に加熱してＭｎ焼結鉱にして添加することで上記（２）および（３）式に示す反応により発生する酸素ガスを除去する方法が考えられる。
しかしながら、前者は、吹錬中にＭｎ鉱石の溶解、還元時間が足りず、Ｍｎ回収が不十分となるか若しくはＭｎ回収率が大きくバラつき、後者は焼結コストが高い、という問題がある。更には、脱炭スラグを固化するのに２分を要しているため、脱炭炉のサイクルタイムが長くなるという問題もある。
最近では脱りん吹錬が７〜１０分程度で終了するため、脱りん炉のサイクルタイムは脱炭炉のサイクルタイムに近い。そのため、脱炭スラグ固化時間を極力短くする必要が生じている。
本発明の目的は、Ｍｎ鉱石の熱解離時に放出される酸素ガスによる溶銑中［Ｍｎ］の酸化を極力回避することによって、脱炭スラグの固化時間を短縮し、Ｍｎ鉱石の還元、回収効率を向上可能な脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法を提示することである。
発明者は、転炉で脱炭吹錬して出鋼した後、炉内に残留している脱炭スラグへ、所定量のＭｎ鉱石を添加することに着目した。すると、脱炭スラグの顕熱によってＭｎ鉱石が熱解離し、ＭｎＯもしくはＭｎ３Ｏ４となりつつ、脱炭スラグへ溶解する知見を得た。
脱炭スラグ中へ溶解したＭｎＯもしくはＭｎ３Ｏ４は、次チャージの注銑までにＭｎＯ２へ酸化されないため、そのＭｎ酸化物による次チャージ溶銑［Ｍｎ］の酸化はほとんど生じない。なお、Ｍｎ鉱石の熱解離を促進するため、粒径を小さくすることが望ましい。
その後、スラグを急速に効率よく固化するため、細粒の生石灰、石灰石、軽焼ドロマイト、生ドロマイトの一種以上を所定量添加する。脱炭スラグへＭｎ鉱石を添加してある程度固化しても、高ＦｅＯ濃度の溶融相が残留している場合がある。すると、次チャージの注銑時に突沸する可能性がある。そこで、上記高ＦｅＯ濃度の溶融相を迅速に固化すべく、細粒の生石灰、石灰石、軽焼ドロマイト、生ドロマイトの一種以上を所定量添加するのである。これらフラックスは、高ＦｅＯ濃度の溶融相を冷却するだけでなく、フラックスの粒界へ溶融ＦｅＯを速やかに浸潤させることで、極めて迅速に固化させることができるのである。
そして、得られた固化脱炭スラグを炉内へ残して次チャージの注銑を行い、脱炭吹錬すると溶銑［Ｍｎ］の酸化が生じ難く、また吹錬の早い時期からスラグが溶融して、スラグ中のＭｎ酸化物の還元が進行する。
その結果、Ｍｎの回収率が向上し、そのバラつきも低減されたのである。更には、脱炭吹錬後、出鋼前に炉内へＭｎ鉱石の一部または全部を添加し、出鋼後に細粒の固化剤（生石灰、石灰石、軽焼ドロマイト、生ドロマイトの一種以上）を添加したところ、Ｍｎ鉱石の還元、回収効率が更に向上した。そして更には、脱炭吹錬後、出鋼前に炉内へＭｎ鉱石および細粒の固化剤を添加したところ、出鋼直後に炉内スラグを目視観察したところ固化していたため、次チャージの溶銑を注銑したところ、突沸しなかった。すなわち、この方法ではスラグ固化時間が不要だった。そして、Ｍｎ鉱石の還元、回収効率も極めて高かった。
これらに基づいて完成した本発明は以下の通りである。
（１）脱りん予備処理を実施済みの溶銑を転炉で脱炭吹錬し、出鋼後に該脱炭吹錬で生成した脱炭スラグの５０質量％以上を当該転炉内に残留させて、該転炉内の残留脱炭スラグへ粒径が５０ｍｍ以下のＭｎ鉱石および粒径が５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの脱炭スラグ固化剤が全脱炭スラグ固化剤の２０質量％以上）の脱炭スラグ固化剤を、前記残留脱炭スラグに対して該脱炭スラグ固化剤を２８質量％以上として添加して、次チャージの脱りん予備処理実施済み溶銑を装入し、生石灰およびＭｇＯ源を添加して装入塩基度を３〜５、脱炭スラグ中（ＭｇＯ）を６〜１２質量％として脱炭吹錬することを特徴とする、脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法。
（１）脱りん予備処理を実施済みの溶銑を転炉で脱炭吹錬し、出鋼後に該脱炭吹錬で生成した脱炭スラグの５０質量％以上を当該転炉内に残留させて、該転炉内の残留脱炭スラグへ粒径が５０ｍｍ以下のＭｎ鉱石および粒径が５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの脱炭スラグ固化剤が全脱炭スラグ固化剤の２０質量％以上）の脱炭スラグ固化剤を、前記残留脱炭スラグに対して該脱炭スラグ固化剤を２８質量％以上として添加して、次チャージの脱りん予備処理実施済み溶銑を装入し、生石灰およびＭｇＯ源を添加して装入塩基度を３〜５、脱炭スラグ中（ＭｇＯ）を６〜１２質量％として脱炭吹錬することを特徴とする、脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法。
（２）前記粒径が５０ｍｍ以下の脱炭スラグ固化剤を、軽焼ドロマイト、生ドロマイト、石灰石、生石灰の一種以上とすることを特徴とする、上記（１）に記載の脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法。
（３）前記粒径が５０ｍｍ以下のＭｎ鉱石および粒径が５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの脱炭スラグ固化剤が全脱炭スラグ固化剤の２０質量％以上）の脱炭スラグ固化剤に替えて、粒径が２５ｍｍ以下のＭｎ鉱石および粒径が２５ｍｍ以下の脱炭スラグ固化剤を、前記残留脱炭スラグに対して該脱炭スラグ固化剤を２２質量％以上として、添加することを特徴とする、上記（１）または（２）に記載の脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法。
（４）脱りん予備処理実施済みの溶銑を転炉で脱炭吹錬し、出鋼前に粒径が５０ｍｍ以下のＭｎ鉱石を添加し、出鋼後に該脱炭吹錬で生成した脱炭スラグの５０質量％以上を当該転炉内に残留させて、該転炉内の残留脱炭スラグへ粒径が５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの脱炭スラグ固化剤が全脱炭スラグ固化剤の２０質量％以上）であって、軽焼ドロマイト、生ドロマイト、石灰石、生石灰の一種以上からなる脱炭スラグ固化剤を、該転炉内の残留脱炭スラグに対して２８質量％以上添加して、次チャージの脱りん予備処理実施済み溶銑を装入し、生石灰およびＭｇＯ源を添加して装入塩基度を３〜５、脱炭スラグ中（ＭｇＯ）を６〜１２質量％として脱炭吹錬することを特徴とする、脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法。
（５）脱りん予備処理実施済みの溶銑を転炉で脱炭吹錬し、出鋼前に粒径が５０ｍｍ以下のＭｎ鉱石と、粒径が５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの脱炭スラグ固化剤が全脱炭スラグ固化剤の２０質量％以上）であって、軽焼ドロマイト、生ドロマイト、石灰石、生石灰の一種以上からなる脱炭スラグ固化剤とを、脱炭吹錬後の脱炭スラグに対して該脱炭スラグ固化剤を２８質量％以上として添加して、出鋼完了後直ちに次チャージの脱りん予備処理実施済み溶銑を装入し、生石灰およびＭｇＯ源を添加して装入塩基度を３〜５、脱炭スラグ中（ＭｇＯ）を６〜１２質量％として脱炭吹錬することを特徴とする、脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法。
（６）前記粒径が５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの脱炭スラグ固化剤が全脱炭スラグ固化剤の２０質量％以上）であって、軽焼ドロマイト、生ドロマイト、石灰石、生石灰の一種以上からなる脱炭スラグ固化剤に替えて、粒径が２５ｍｍ以下であって、軽焼ドロマイト、生ドロマイト、石灰石、生石灰の一種以上からなる脱炭スラグ固化剤を、脱炭吹錬後の脱炭スラグに対して２２質量％以上添加することを特徴とする、上記（４）または（５）に記載の脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法。
本発明に依れば、Ｍｎ鉱石の熱解離時に放出される酸素ガスによる溶銑中［Ｍｎ］の酸化を極力回避することによって、脱炭スラグを炉内へ残して次チャージの溶銑を装入する際の突沸を回避し、Ｍｎ鉱石の還元、回収効率（歩留まり）を向上することができる。
１．本発明に係る転炉の操業方法の説明
本発明は、従来行われている脱りん予備処理を実施済みの溶銑を脱炭吹錬する転炉の操業方法の発明である。
本発明は、従来行われている脱りん予備処理を実施済みの溶銑を脱炭吹錬する転炉の操業方法の発明である。
脱炭吹錬後の溶鋼を取鍋へ出鋼した後、脱炭スラグの５０％未満を排出する。残留脱炭スラグは次チャージの脱炭用スラグとして使用する。脱炭吹錬する溶銑はすでに予備処理が行われているため、スラグ量は少量でよい。このため、脱炭スラグの排出量（脱炭スラグの一部）は、脱炭スラグの全質量に対して０〜４０質量％であることが望ましい。
炉内に残留する脱炭残留スラグに、粒径が５０ｍｍ以下のＭｎ鉱石および粒径が５０ｍｍ以下の脱炭スラグ固化剤を添加する。次チャージを注銑する際に生じうる突沸、および溶鋼中Ｍｎの酸化を抑制するためである。
Ｍｎ鉱石の組成は特に限定されず、ＭｎＯ２、Ｆｅ２Ｏ３、ＳｉＯ２等を含有する一般的なものでよい。Ｍｎ鉱石の粒径が５０ｍｍを超えると脱炭スラグの顕熱によるＭｎ鉱石の熱解離を促進することが困難になる場合がある。粒径の下限値はコストや作業性を考慮して定めればよい。
脱炭スラグ固化剤としては、軽焼ドロマイト、生ドロマイト、石灰石、生石灰のうち少なくとも１種以上を使用することが望ましい。これらの組成は特に限定されず、一般的なものでよい。脱炭スラグ固化剤の粒径が５０ｍｍを超えると、スラグを効率よく固化することができない場合がある。本発明の脱炭スラグ固化剤は、粒径が２５〜５０ｍｍのものが脱炭スラグ固化剤量に対して２０質量％以上であることが、特にふるい分けを行わない場合に通常想定される。粒径の下限値は特に定めない。また、本発明で規定する「粒径が５０ｍｍ以下」および「粒径が２５ｍｍ以下」の「粒径」は最大粒径を表す。
本発明では、脱炭スラグ固化剤の粒径が５０ｍｍ以下の場合、添加量は脱炭スラグ固化剤量に対して２８質量％以上であることが望ましい。粒径が５０ｍｍ以下の場合に２８質量％未満であると、脱炭スラグと脱炭スラグ固化剤との接触が不十分となり、高ＦｅＯ濃度の溶融相の固化を迅速に行うことができずに溶融脱炭スラグが残存し、次チャージの注銑時に突沸が生じる可能性がある。
脱炭スラグと脱炭スラグ固化剤との接触面積を増加させるため、脱炭スラグ固化剤の粒径が２５ｍｍ以下であることが望ましい。この場合、脱炭スラグ固化剤の添加量は、脱炭スラグ固化剤量に対して２２質量％以上であることが望ましい。粒径を小さくすることによって脱炭スラグと脱炭スラグ固化剤との接触面積が確保されるため、５０ｍｍ以下の場合と比較して添加量を低減しても次チャージの注銑時に突沸の発生を抑制することができる。
そして、後述するように、次チャージの予備処理実施済みの溶銑を転炉に装入し、装入塩基度および脱炭スラグ中のＭｇＯ濃度を調整するために、生石灰およびＭｇＯ源を添加して脱炭吹錬を行う。
本発明は、溶鋼中［Ｍｎ］の酸化を抑制するため、脱炭吹錬中にＭｎ鉱石を添加しなければよいので、必ずしも出鋼後にＭｎ鉱石を添加するものではなく、吹錬終了後出鋼前にＭｎ鉱石を添加してもよい。脱炭スラグ固化剤はＭｎ鉱石の添加後に添加してもよくＭｎ鉱石と同時に添加してもよい。
これらの条件は以下で説明する調査により明らかになった。
２．本発明に係る製鋼方法を規定する根拠となる調査
２（１）．共通する調査条件
脱炭吹錬終点における溶鋼中［％Ｃ］を下げすぎると、溶鋼中［Ｍｎ］が酸化ロスされてＭｎ歩留まりが顕著に低下してしまうので、終点［Ｃ］は０．１〜０．３％とした。また、終点の溶鋼温度は約１６４０〜１６６０℃とした。本発明の説明において含有濃度に関する「％」は、特に断らない限り質量％の意味で用いる。
２．本発明に係る製鋼方法を規定する根拠となる調査
２（１）．共通する調査条件
脱炭吹錬終点における溶鋼中［％Ｃ］を下げすぎると、溶鋼中［Ｍｎ］が酸化ロスされてＭｎ歩留まりが顕著に低下してしまうので、終点［Ｃ］は０．１〜０．３％とした。また、終点の溶鋼温度は約１６４０〜１６６０℃とした。本発明の説明において含有濃度に関する「％」は、特に断らない限り質量％の意味で用いる。
脱りん溶銑（［Ｃ］約３．７％、［Ｓｉ］＝Ｔｒ．、［Ｍｎ］約０．１％、［Ｐ］０．０３％以下）約２７０ｔｏｎを転炉へ装入し、上吹きランスからＯ２ガス６５０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き付け、底吹き羽口からＣＯ２ガス２０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き込んで脱炭吹錬を行った。
副原料としては、生石灰（ＣａＯ約９５％）、珪石（ＳｉＯ２約１００％）、軽焼ドロマイト（ＣａＯ約６０％、ＭｇＯ約３４％）、Ｍｎ鉱石（Ｍｎ約５０％、Ｆｅ約１０％以下、ＳｉＯ２約１０％以下）を主に用いた。脱炭スラグ炉内残しリサイクル操業では、脱炭スラグ固化剤として、軽焼ドロマイト、生ドロマイト（ＣａＣＯ３約５９％、ＭｇＣＯ３約４１％）、石灰石（ＣａＣＯ３約１００％）、生石灰を用いた。
なお、本調査では、脱炭スラグの塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２質量比）、（ＭｇＯ）濃度があまり大きく変化しないように、副原料添加量を調整した。例えば、脱炭スラグ固化剤として軽焼ドロマイトを用いた場合は、その分だけ脱炭吹錬中に添加する量を減らした。脱炭スラグ固化剤として石灰石を用いた場合も、その分だけ脱炭吹錬中に添加する量を減らした。
装入物や添加物中の質量から計算される脱炭スラグの装入塩基度は３〜５とした。脱炭スラグ中（ＭｇＯ）濃度は、６〜１２％とした。脱炭スラグの生成量はおよそ３０ｋｇ／ｔとなるようにした。
Ｍｎ歩留りは、（５）式で定義した。
（終点溶鋼中［Ｍｎ］／（脱りん溶銑中［Ｍｎ］＋Ｍｎ鉱石中（Ｍｎ））×１００（％） （５）
評価は、注銑時の突沸が無く且つＭｎ歩留まりが８０％以上９０％未満の場合は○、注銑時の突沸が無く且つＭｎ歩留まりが９０％以上の場合は◎、それ以外は×とした。
（終点溶鋼中［Ｍｎ］／（脱りん溶銑中［Ｍｎ］＋Ｍｎ鉱石中（Ｍｎ））×１００（％） （５）
評価は、注銑時の突沸が無く且つＭｎ歩留まりが８０％以上９０％未満の場合は○、注銑時の突沸が無く且つＭｎ歩留まりが９０％以上の場合は◎、それ以外は×とした。
処理条件および結果を表１に記す。なお、表１に示す結果は、ほぼ同一条件で５チャージ実施した結果の平均値である。
２（２−１）．脱炭スラグ炉内残しリサイクル（Ｎｏ．１〜２）
Ｎｏ．１は従来例で、吹錬中に粒径５０ｍｍ以下の生石灰、軽焼ドロマイト、Ｍｎ鉱石８ｋｇ／ｔ、珪石を添加し、塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２質量比）を約４、（％ＭｇＯ）を約８、生成スラグ量が約３０ｋｇ／ｔとなるようにした場合である。
Ｎｏ．１は従来例で、吹錬中に粒径５０ｍｍ以下の生石灰、軽焼ドロマイト、Ｍｎ鉱石８ｋｇ／ｔ、珪石を添加し、塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２質量比）を約４、（％ＭｇＯ）を約８、生成スラグ量が約３０ｋｇ／ｔとなるようにした場合である。
それに対してＮｏ．２は比較例で、脱炭スラグ約２０ｋｇ／ｔ（脱りん溶銑１ｔｏｎ当たりの質量を表す。以下同じ。）を炉内へ残し、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの割合が２０質量％以上）の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔおよび生ドロマイト４ｋｇ／ｔを添加して脱炭スラグを固化した後に脱りん溶銑を装入して、脱炭吹錬中にスラグ塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２）が約４となるように生石灰を、スラグ中（％ＭｇＯ）が約８となるように軽焼ドロマイトを添加した。
Ｎｏ．２のように、脱炭スラグ炉内残しリサイクルをすると、高（％ＭｎＯ）脱炭スラグ排出量を減らせるので、Ｎｏ．１に対しＭｎ歩留まりが飛躍的に向上した。しかしながら、脱炭吹錬途中にＭｎ鉱石を添加したため、Ｍｎ鉱石が熱分解する際に発生する酸素ガスによって溶銑中［Ｍｎ］が酸化されてしまい、脱炭末期にスラグ中（ＭｎＯ）が還元しきれず、Ｍｎ歩留まりは目標値８０％に達しなかった。
２（２−２）．出鋼・一部排スラグ後Ｍｎ鉱石添加、脱炭スラグ炉内残しリサイクル（Ｎｏ.２〜５）
Ｎｏ．２では吹錬中にＭｎ鉱石を添加したのに対して、Ｎｏ．３から５では、出鋼後、脱炭スラグの一部（約１０ｋｇ／ｔ）を排出した後、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの割合が２０質量％以上）のＭｎ鉱石５〜１０ｋｇ／ｔを添加し、その０．５分後にスラグ固化剤として、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの割合が２０質量％以上）の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔおよび生ドロマイト４ｋｇ／ｔを添加した。
Ｎｏ．２では吹錬中にＭｎ鉱石を添加したのに対して、Ｎｏ．３から５では、出鋼後、脱炭スラグの一部（約１０ｋｇ／ｔ）を排出した後、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの割合が２０質量％以上）のＭｎ鉱石５〜１０ｋｇ／ｔを添加し、その０．５分後にスラグ固化剤として、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの割合が２０質量％以上）の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔおよび生ドロマイト４ｋｇ／ｔを添加した。
Ｍｎ鉱石は炉内残留脱炭スラグと接触して熱分解し、その後、スラグ固化剤添加によって冷却、固化した。その結果、次チャージの注銑時に突沸は生じなかった。
脱炭吹錬中には、脱炭スラグが塩基度４〜５、（％ＭｇＯ）７〜１０、約３０ｋｇ／ｔとなるように、生石灰、軽焼ドロマイト、珪石を適宜添加した。
Ｍｎ鉱石は炉内残留脱炭スラグと接触して熱分解反応がある程度進行したため、次チャージの脱炭吹錬時に溶銑中［Ｍｎ］の酸化が抑制されてＭｎ歩留まりが目標値８０％以上にまで向上した。特に、条件Ｎｏ．２と４とを比較すると、Ｍｎ鉱石を添加する時期を吹錬中から排スラグ直後にするだけで、Ｍｎ歩留まりが９％も増加した。
２（２−３）．Ｍｎ鉱石粒径低減（Ｎｏ．５、６）
Ｎｏ．６では、Ｎｏ．５に対し、Ｍｎ鉱石の粒径を粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの割合が２０質量％以上）から、粒径２５ｍｍ以下へ低減した。その結果、Ｍｎ鉱石の歩留まりが９０％と飛躍的に向上した。
Ｎｏ．６では、Ｎｏ．５に対し、Ｍｎ鉱石の粒径を粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの割合が２０質量％以上）から、粒径２５ｍｍ以下へ低減した。その結果、Ｍｎ鉱石の歩留まりが９０％と飛躍的に向上した。
Ｍｎ鉱石の粒径を小さくしたことで、炉内残留脱炭スラグとの接触面積が増えて熱分解反応が促進されたため、次チャージの脱炭吹錬時に溶銑中［Ｍｎ］の酸化が更に抑制されてＭｎ歩留まりが目標値８０％以上にまで向上した。
なお、脱炭吹錬後にＭｎ鉱石を添加し、更に上述のごとくＭｎ鉱石の熱分解反応を進行させると、吹錬途中にＭｎ鉱石を添加する場合よりも低温域からＭｎＯ還元反応が進行して、Ｍｎ歩留まりが高位安定する。
Ｍｎ鉱石の熱分解および還元は吸熱反応なので、脱炭吹錬後にＭｎ鉱石を添加すると、次チャージのスラグ中Ｍｎ酸化物の温度が高く、しかも熱分解反応があまり生じないため、スラグーメタル反応界面の温度が高く保たれて、還元反応が進みやすいのである。
２（２−４）．固化剤（生ドロマイト）の添加量と粒径を変更（Ｎｏ．４、７、８）
Ｎｏ．４に対し、Ｎｏ．７では、生ドロマイトを４ｋｇから３ｋｇに削減すると、次チャージの注銑時の突沸が生じた。これは、生ドロマイトト溶融脱炭スラグの接触が不十分となり、溶融脱炭スラグが残存した状態で注銑したためである。
Ｎｏ．４に対し、Ｎｏ．７では、生ドロマイトを４ｋｇから３ｋｇに削減すると、次チャージの注銑時の突沸が生じた。これは、生ドロマイトト溶融脱炭スラグの接触が不十分となり、溶融脱炭スラグが残存した状態で注銑したためである。
そこで、Ｎｏ．８では、軽焼ドロマイト、生ドロマイトの添加量は変えずに粒径を、５０ｍｍ径以下（２５〜５０ｍｍ径の割合が２０質量％以上）から２５ｍｍ径以下へ低減したところ、突沸は生じなかった。これは、軽焼ドロマイト、生ドロマイトの粒径を小さくしたことで、溶融脱炭スラグとの接触界面積が増えて、効率よく脱炭スラグを固化できたためである。なお、軽焼ドロマイトおよび生ドロマイトの必要量は炉内スラグ残し量に依存する。そして、他のスラグ固化剤の必要量も同様である。
今回の結果から、炉内残留スラグ量に対する固化剤の最低必要量がわかった。
ところで、炉内残留スラグ量は、転炉を傾動して炉口からスラグを排出する際の「炉体傾動角」から推定した。脱炭スラグは比較的流動性が高いので、炉体傾動角と炉内残留スラグ量には良い相関がある。それを活用した。なお、炉体傾動角と炉内残留スラグ量の相関関係は、生成スラグ量をマスバランス計算から推定し、炉体傾動角毎の排出スラグ量を測定して求めた。
ところで、炉内残留スラグ量は、転炉を傾動して炉口からスラグを排出する際の「炉体傾動角」から推定した。脱炭スラグは比較的流動性が高いので、炉体傾動角と炉内残留スラグ量には良い相関がある。それを活用した。なお、炉体傾動角と炉内残留スラグ量の相関関係は、生成スラグ量をマスバランス計算から推定し、炉体傾動角毎の排出スラグ量を測定して求めた。
２（２−５）．固化剤の種類を変更（Ｎｏ．８、９、１０）
Ｎｏ．８に対し、Ｎｏ．９では、粒径が２５ｍｍ以下の石灰石３ｋｇ／ｔを添加した。すると、突沸は生じなかった。生ドロマイトと石灰石では、スラグ固化能力が同程度であることがわかった。
Ｎｏ．８に対し、Ｎｏ．９では、粒径が２５ｍｍ以下の石灰石３ｋｇ／ｔを添加した。すると、突沸は生じなかった。生ドロマイトと石灰石では、スラグ固化能力が同程度であることがわかった。
そして、脱炭吹連中に、生成スラグが塩基度４〜５、（％ＭｇＯ）６〜８となるように、生石灰、軽焼ドロマイト、珪石を適宜添加した。その結果、Ｍｎ歩留まりは８３％となり、目標値８０％を超えた。
Ｎｏ．８に対し、Ｎｏ．１０では、粒径が２５ｍｍ以下の生石灰を３ｋｇ／ｔ添加した。すると、突沸は生じなかった。生石灰では他の固化剤のように熱分解反応（生ドロマイト：ＣａＣＯ３→ＣａＯ＋ＣＯ２、ＭｇＣＯ３→ＭｇＯ＋ＣＯ２、石灰石：ＣａＣＯ３→ＣａＯ＋ＣＯ２）を生じないので、脱炭スラグを固化する能力は低いように思われたが、固化スラグをミクロ観察したところ、生石灰粒中に脱炭スラグ中の溶融ＦｅＯが浸潤していた。そのため、脱炭スラグ中の（％ＦｅＯ）は見掛け上低下し、脱炭スラグの融点が上昇して固化したと考えられる。
このように、生石灰でも細粒化して脱炭スラグとの接触界面積を増やして、脱炭スラグ中ＦｅＯを生石灰中へ取り込んでしまえば、脱炭スラグを迅速に固化できることが分かった。
２（２−６）．Ｍｎ鉱石を出鋼直前に添加（Ｎｏ．１１）
Ｎｏ．１１では、脱炭吹錬を行った後、Ｍｎ鉱石の熱分解をより進行させるべく、脱炭スラグを排出せずにそのまま炉内に残し、出鋼直前に粒径５０ｍｍ以下（２５〜５０ｍｍ径の割合が２０質量％以上）のＭｎ鉱石８ｋｇ／ｔを炉内へ添加した。出鋼完了直後に、炉内へスラグ固化剤として、粒径２５ｍｍ以下の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔと生石灰を５ｋｇ／ｔ添加した。すなわち、脱炭スラグは全量炉内に残した。このため、表１では、出鋼後の排スラグ時間は０分であり、排スラグ後の固化剤添加時間を０分とした。
Ｎｏ．１１では、脱炭吹錬を行った後、Ｍｎ鉱石の熱分解をより進行させるべく、脱炭スラグを排出せずにそのまま炉内に残し、出鋼直前に粒径５０ｍｍ以下（２５〜５０ｍｍ径の割合が２０質量％以上）のＭｎ鉱石８ｋｇ／ｔを炉内へ添加した。出鋼完了直後に、炉内へスラグ固化剤として、粒径２５ｍｍ以下の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔと生石灰を５ｋｇ／ｔ添加した。すなわち、脱炭スラグは全量炉内に残した。このため、表１では、出鋼後の排スラグ時間は０分であり、排スラグ後の固化剤添加時間を０分とした。
出鋼直前にＭｎ鉱石を添加しても、出鋼後鍋中［％Ｍｎ］はほとんど変化しなかった。このことから、出鋼直前に添加したＭｎは溶鋼中［Ｃ］によって、ほとんど還元されなかったと言える。これは、出鋼時の溶鋼中［％Ｃ］が０．１〜０．３％と低い値だったことも影響していると考えられる。
その後、次チャージの溶銑を装入しても、突沸は生じなかった。
そして、脱炭吹錬時はスラグの組成が、塩基度約４、（％ＭｇＯ）約６〜８、となるように、生石灰、軽焼ドロマイトを添加した。脱炭吹錬後のＭｎ歩留まりは、９１％と顕著に向上した。これは、脱炭吹錬直後に炉内へ添加したＭｎ鉱石が、脱炭スラグ中へ十分に溶解してスラグ中に（ＭｎＯ）として存在したこと、および脱炭スラグを全量リサイクルしたため、系外へ排出されたＭｎ分が少なかったことによると考えられる。
そして、脱炭吹錬時はスラグの組成が、塩基度約４、（％ＭｇＯ）約６〜８、となるように、生石灰、軽焼ドロマイトを添加した。脱炭吹錬後のＭｎ歩留まりは、９１％と顕著に向上した。これは、脱炭吹錬直後に炉内へ添加したＭｎ鉱石が、脱炭スラグ中へ十分に溶解してスラグ中に（ＭｎＯ）として存在したこと、および脱炭スラグを全量リサイクルしたため、系外へ排出されたＭｎ分が少なかったことによると考えられる。
２（２−７）．Ｍｎ鉱石、固化剤を出鋼直前に添加（Ｎｏ．１２）
Ｎｏ．１２では、Ｍｎ鉱石の熱分解をより進行させ、スラグ固化時間を省略するため、脱炭スラグを排出せずにそのまま炉内に残し、出鋼直前に粒径５０ｍｍ以下（２５〜５０ｍｍ径の割合が２０質量％以上）のＭｎ鉱石８ｋｇ／ｔと固化剤として粒径２５ｍｍ以下の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔと生石灰５ｋｇ／ｔを炉内へ添加した。このため、表１では、出鋼後の排スラグ時間を０分とし、排スラグ後の固化剤添加時間を０分とした。なお、固化剤として生石灰を用いたのは、出鋼中の溶鋼の温度ロスを極力回避するためである。
Ｎｏ．１２では、Ｍｎ鉱石の熱分解をより進行させ、スラグ固化時間を省略するため、脱炭スラグを排出せずにそのまま炉内に残し、出鋼直前に粒径５０ｍｍ以下（２５〜５０ｍｍ径の割合が２０質量％以上）のＭｎ鉱石８ｋｇ／ｔと固化剤として粒径２５ｍｍ以下の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔと生石灰５ｋｇ／ｔを炉内へ添加した。このため、表１では、出鋼後の排スラグ時間を０分とし、排スラグ後の固化剤添加時間を０分とした。なお、固化剤として生石灰を用いたのは、出鋼中の溶鋼の温度ロスを極力回避するためである。
その結果、出鋼直後にはスラグが固化しており、直ぐに注銑しても突沸は生じなかった。
このように、本法ではスラグ固化時間が不要であった。
また、脱炭吹錬時はスラグの組成が、塩基度約４、（％ＭｇＯ）約６〜８、となるように、生石灰、軽焼ドロマイトを添加した。Ｍｎ歩留まりも９２％と極めて良好だった。これは、脱炭吹錬直後に炉内へ添加したＭｎ鉱石が、脱炭スラグ中へ十分に溶解してスラグ中に（ＭｎＯ）として存在したこと、および脱炭スラグを全量リサイクルしたため、系外へ排出されたＭｎ分が少なかったことによると考えられる。
また、脱炭吹錬時はスラグの組成が、塩基度約４、（％ＭｇＯ）約６〜８、となるように、生石灰、軽焼ドロマイトを添加した。Ｍｎ歩留まりも９２％と極めて良好だった。これは、脱炭吹錬直後に炉内へ添加したＭｎ鉱石が、脱炭スラグ中へ十分に溶解してスラグ中に（ＭｎＯ）として存在したこと、および脱炭スラグを全量リサイクルしたため、系外へ排出されたＭｎ分が少なかったことによると考えられる。
２（２−８）．大粒径のＭｎ鉱石を出鋼直前に添加（Ｎｏ．１３）
Ｎｏ．１３では、出鋼後、脱炭スラグの一部（約１０ｋｇ／ｔ）を排出した後、粒径５０ｍｍ超のＭｎ鉱石５ｋｇ／ｔを添加し、その０．５分後にスラグ固化剤として、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの割合が２０質量％以上）の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔおよび生ドロマイト４ｋｇ／ｔを添加した。
Ｎｏ．１３では、出鋼後、脱炭スラグの一部（約１０ｋｇ／ｔ）を排出した後、粒径５０ｍｍ超のＭｎ鉱石５ｋｇ／ｔを添加し、その０．５分後にスラグ固化剤として、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの割合が２０質量％以上）の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔおよび生ドロマイト４ｋｇ／ｔを添加した。
Ｍｎ鉱石は炉内残留脱炭スラグと接触して熱分解し、その後、スラグ固化剤添加によって冷却、固化した。その結果、次チャージの注銑時に突沸は生じなかった。
脱炭吹錬中には、脱炭スラグが塩基度４、（％ＭｇＯ）７、約３０ｋｇ／ｔとなるように、生石灰、軽焼ドロマイト、珪石を添加した。
Ｍｎ鉱石は粒径が大き過ぎて炉内残留脱炭スラグとの接触面積が小さかったため、熱分解反応速度が低下し、次チャージの脱炭吹錬時に溶銑中［Ｍｎ］の酸化量が増加してＭｎ歩留まりが７０％と目標値８０％に達しなかった。
２（２−９）．大粒径の固化剤（軽焼ドロマイト）を出鋼直前に添加（Ｎｏ．１４）
Ｎｏ．１４では、出鋼後、脱炭スラグの一部（約１０ｋｇ／ｔ）を排出した後、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの割合が２０質量％以上）のＭｎ鉱石５ｋｇ／ｔを添加し、その０．５分後にスラグ固化剤として、粒径５０ｍｍ超の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔおよび生ドロマイト４ｋｇ／ｔを添加した。
Ｎｏ．１４では、出鋼後、脱炭スラグの一部（約１０ｋｇ／ｔ）を排出した後、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの割合が２０質量％以上）のＭｎ鉱石５ｋｇ／ｔを添加し、その０．５分後にスラグ固化剤として、粒径５０ｍｍ超の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔおよび生ドロマイト４ｋｇ／ｔを添加した。
軽焼ドロマイトの粒径が大き過ぎてスラグとの接触面積が小さかったため、スラグの冷却、固化速度が低下した。その結果、次チャージの注銑時に突沸が生じた。
（実施例１）
脱りん溶銑（［Ｃ］約３．７％、［Ｓｉ］＝Ｔｒ．、［Ｍｎ］約０．１％、［Ｐ］約０．０２％）約２７０ｔｏｎを転炉へ装入し、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）の生石灰（ＣａＯ約９５質量％）９ｋｇ／ｔ、粒径２５ｍｍ以下の珪石（ＳｉＯ２約１００質量％）２．５ｋｇ／ｔ、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）の軽焼ドロマイト（ＭｇＯ約３４質量％、ＣａＯ約６０質量％）７ｋｇ／ｔ、Ｍｎ鉱石（ＭｎＯ２約７９％、Ｆｅ２Ｏ３約１０％、ＳｉＯ２約８％）８ｋｇ／ｔを添加して、上吹きランスからＯ２ガス６５０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き付け、底吹き羽口からＣＯ２ガス２０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き込んで脱炭吹錬を行った。
脱りん溶銑（［Ｃ］約３．７％、［Ｓｉ］＝Ｔｒ．、［Ｍｎ］約０．１％、［Ｐ］約０．０２％）約２７０ｔｏｎを転炉へ装入し、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）の生石灰（ＣａＯ約９５質量％）９ｋｇ／ｔ、粒径２５ｍｍ以下の珪石（ＳｉＯ２約１００質量％）２．５ｋｇ／ｔ、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）の軽焼ドロマイト（ＭｇＯ約３４質量％、ＣａＯ約６０質量％）７ｋｇ／ｔ、Ｍｎ鉱石（ＭｎＯ２約７９％、Ｆｅ２Ｏ３約１０％、ＳｉＯ２約８％）８ｋｇ／ｔを添加して、上吹きランスからＯ２ガス６５０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き付け、底吹き羽口からＣＯ２ガス２０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き込んで脱炭吹錬を行った。
脱炭吹錬終点における溶鋼中［％Ｃ］を０．１３％とした。［％Ｍｎ］は０．３７％（Ｍｎ歩留は約７４％）であった。
出鋼後、転炉を傾動して脱炭スラグを排出し、炉内残留スラグ量を推定２０ｋｇ／ｔとした。脱炭スラグ排出直後、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）のＭｎ鉱石（ＭｎＯ２約７９％、Ｆｅ２Ｏ３約１０％、ＳｉＯ２約８％）８ｋｇ／ｔを添加した。脱炭スラグを排出してから０．５分後に、粒径２５ｍｍ以下の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔ、生ドロマイト３ｋｇ／ｔを添加した。脱炭スラグを排出してから１．５分後に、次チャージの脱りん溶銑（［Ｃ］約３．７％、［Ｓｉ］＝Ｔｒ．、［Ｍｎ］約０．１％、［Ｐ］約０．０２％）を炉内へ装入したところ、突沸は生じなかった。
その後、脱炭吹錬中に生石灰３．１ｋｇ／ｔ、軽焼２．４ｋｇ／ｔ、珪石０．４５ｋｇ／ｔを添加して、上吹きランスからＯ２ガス６５０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き付け、底吹き羽口からＣＯ２ガス２０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き込んで脱炭吹錬を行った。脱炭吹錬終点における溶鋼中［％Ｃ］を０．１５％とした。［％Ｍｎ］は０．４２％（Ｍｎ歩留は約８４％）であった。
（実施例２）
脱りん溶銑（［Ｃ］約３．７％、［Ｓｉ］＝Ｔｒ．、［Ｍｎ］約０．１％、［Ｐ］約０．０２％）約２７０ｔｏｎを転炉へ装入し、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）の生石灰（ＣａＯ約９５質量％）９ｋｇ／ｔ、粒径２５ｍｍ以下の珪石（ＳｉＯ２約１００質量％）２．５ｋｇ／ｔ、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）の軽焼ドロマイト（ＭｇＯ約３４質量％、ＣａＯ約６０質量％）７ｋｇ／ｔ、Ｍｎ鉱石（ＭｎＯ２約７９％、Ｆｅ２Ｏ３約１０％、ＳｉＯ２約８％）８ｋｇ／ｔを添加して、上吹きランスからＯ２ガス６５０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き付け、底吹き羽口からＣＯ２ガス２０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き込んで脱炭吹錬を行った。
脱りん溶銑（［Ｃ］約３．７％、［Ｓｉ］＝Ｔｒ．、［Ｍｎ］約０．１％、［Ｐ］約０．０２％）約２７０ｔｏｎを転炉へ装入し、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）の生石灰（ＣａＯ約９５質量％）９ｋｇ／ｔ、粒径２５ｍｍ以下の珪石（ＳｉＯ２約１００質量％）２．５ｋｇ／ｔ、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）の軽焼ドロマイト（ＭｇＯ約３４質量％、ＣａＯ約６０質量％）７ｋｇ／ｔ、Ｍｎ鉱石（ＭｎＯ２約７９％、Ｆｅ２Ｏ３約１０％、ＳｉＯ２約８％）８ｋｇ／ｔを添加して、上吹きランスからＯ２ガス６５０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き付け、底吹き羽口からＣＯ２ガス２０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き込んで脱炭吹錬を行った。
脱炭吹錬終点における溶鋼中［％Ｃ］を０．１５％とした。［％Ｍｎ］は０．３６％（Ｍｎ歩留は約７２％）だった。マスバランス計算から、生成スラグ量は約３０ｋｇ／ｔと推定した。出鋼直前に、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）のＭｎ鉱石（ＭｎＯ２約７９％、Ｆｅ２Ｏ３約１０％、ＳｉＯ２約８％）８ｋｇ／ｔ、粒径２５ｍｍ以下の生石灰５ｋｇ／ｔを添加した。出鋼後鍋中［Ｍｎ］は０．３６％で変化無かった。
出鋼後、直ちに次チャージの脱りん溶銑（［Ｃ］約３．７％、［Ｓｉ］＝Ｔｒ．、［Ｍｎ］約０．１％、［Ｐ］約０．０２％）約２７０ｔｏｎを転炉へ装入したが、突沸は生じなかった。
その後、脱炭吹錬中に生石灰２．４ｋｇ／ｔを添加して、上吹きランスからＯ２ガス６５０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き付け、底吹き羽口からＣＯ２ガス２０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き込んで脱炭吹錬を行った。
脱炭吹錬終点における溶鋼中［％Ｃ］を０．１６％とした。［％Ｍｎ］は０．３６％（Ｍｎ歩留は約７２％）だった。
（比較例１）
脱りん溶銑（［Ｃ］約３．７％、［Ｓｉ］＝Ｔｒ．、［Ｍｎ］約０．１％、［Ｐ］約０．０２％）約２７０ｔｏｎを転炉へ装入し、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが生石灰に対して２０質量％以上）の生石灰（ＣａＯ約９５質量％）９ｋｇ／ｔ、粒径２５ｍｍ以下の珪石（ＳｉＯ２約１００質量％）２．５ｋｇ／ｔ、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが軽焼ドロマイトに対して２０質量％以上）の軽焼ドロマイト（ＭｇＯ約３４質量％、ＣａＯ約６０質量％）７ｋｇ／ｔ、Ｍｎ鉱石（ＭｎＯ２約７９％、Ｆｅ２Ｏ３約１０％、ＳｉＯ２約８％）８ｋｇ／ｔを添加して、上吹きランスからＯ２ガス６５０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き付け、底吹き羽口からＣＯ２ガス２０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き込んで脱炭吹錬を行った。
脱りん溶銑（［Ｃ］約３．７％、［Ｓｉ］＝Ｔｒ．、［Ｍｎ］約０．１％、［Ｐ］約０．０２％）約２７０ｔｏｎを転炉へ装入し、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが生石灰に対して２０質量％以上）の生石灰（ＣａＯ約９５質量％）９ｋｇ／ｔ、粒径２５ｍｍ以下の珪石（ＳｉＯ２約１００質量％）２．５ｋｇ／ｔ、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが軽焼ドロマイトに対して２０質量％以上）の軽焼ドロマイト（ＭｇＯ約３４質量％、ＣａＯ約６０質量％）７ｋｇ／ｔ、Ｍｎ鉱石（ＭｎＯ２約７９％、Ｆｅ２Ｏ３約１０％、ＳｉＯ２約８％）８ｋｇ／ｔを添加して、上吹きランスからＯ２ガス６５０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き付け、底吹き羽口からＣＯ２ガス２０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き込んで脱炭吹錬を行った。
脱炭吹錬終点における溶鋼中［％Ｃ］を０．１５％とした。［％Ｍｎ］は０．３７％（Ｍｎ歩留は約７４％）だった。出鋼後、転炉を傾動して脱炭スラグの一部を排出し、炉内残留脱炭スラグ量を推定２０ｋｇ／ｔとした。脱炭スラグを排出してから、粒径２５ｍｍ以下の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔ、生ドロマイト３ｋｇ／ｔを添加した。
脱炭スラグを排出してから１．５分後に、次チャージの脱りん溶銑（［Ｃ］約３．７％、［Ｓｉ］＝Ｔｒ．、［Ｍｎ］約０．１％、［Ｐ］約０．０２％）を炉内へ装入したところ、突沸は生じなかった。その後、脱炭吹錬中に生石灰３．１ｋｇ／ｔ、軽焼２．４ｋｇ／ｔ、珪石０．４５ｋｇ／ｔ、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）のＭｎ鉱石（ＭｎＯ２約７９％、Ｆｅ２Ｏ３約１０％、ＳｉＯ２約８％）８ｋｇ／ｔを添加して、上吹きランスからＯ２ガス６５０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き付け、底吹き羽口からＣＯ２ガス２０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き込んで脱炭吹錬を行った。
脱炭吹錬終点における溶鋼中［％Ｃ］を０．１５％とした。［％Ｍｎ］は、脱炭吹錬中にＭｎ鉱石を添加したため、０．３９％（Ｍｎ歩留まりは約７８％）だった。
（比較例２）
脱りん溶銑（［Ｃ］約３．７％、［Ｓｉ］＝Ｔｒ．、［Ｍｎ］約０．１％、［Ｐ］約０．０２％）約２７０ｔｏｎを転炉へ装入し、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが生石灰に対して２０質量％以上）の生石灰（ＣａＯ約９５質量％）９ｋｇ／ｔ、粒径２５ｍｍ以下の珪石（ＳｉＯ２約１００質量％）２．５ｋｇ／ｔ、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが軽焼ドロマイトに対して２０質量％以上）の軽焼ドロマイト（ＭｇＯ約３４質量％、ＣａＯ約６０質量％）７ｋｇ／ｔ、Ｍｎ鉱石（ＭｎＯ２約７９％、Ｆｅ２Ｏ３約１０％、ＳｉＯ２約８％）８ｋｇ／ｔを添加して、上吹きランスからＯ２ガス６５０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き付け、底吹き羽口からＣＯ２ガス２０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き込んで脱炭吹錬を行った。
脱りん溶銑（［Ｃ］約３．７％、［Ｓｉ］＝Ｔｒ．、［Ｍｎ］約０．１％、［Ｐ］約０．０２％）約２７０ｔｏｎを転炉へ装入し、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが生石灰に対して２０質量％以上）の生石灰（ＣａＯ約９５質量％）９ｋｇ／ｔ、粒径２５ｍｍ以下の珪石（ＳｉＯ２約１００質量％）２．５ｋｇ／ｔ、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが軽焼ドロマイトに対して２０質量％以上）の軽焼ドロマイト（ＭｇＯ約３４質量％、ＣａＯ約６０質量％）７ｋｇ／ｔ、Ｍｎ鉱石（ＭｎＯ２約７９％、Ｆｅ２Ｏ３約１０％、ＳｉＯ２約８％）８ｋｇ／ｔを添加して、上吹きランスからＯ２ガス６５０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き付け、底吹き羽口からＣＯ２ガス２０００Ｎｍ３／ｈｒを吹き込んで脱炭吹錬を行った。
脱炭吹錬終点における溶鋼中［％Ｃ］を０．１２％とした。［％Ｍｎ］は０．３７％（Ｍｎ歩留は約７４％）だった。出鋼後、転炉を傾動して脱炭スラグを排出し、炉内残留脱炭スラグ量を推定２０ｋｇ／ｔとした。脱炭スラグ排出直後、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）のＭｎ鉱石（ＭｎＯ２約７９％、Ｆｅ２Ｏ３約１０％、ＳｉＯ２約８％）８ｋｇ／ｔを添加した。脱炭スラグを排出してから０．５分後に、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）の軽焼ドロマイト１．５ｋｇ／ｔ、粒径５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍが２０質量％以上）の生ドロマイト３ｋｇ／ｔを添加した。脱炭スラグを排出してから１．５分後に、次チャージの脱りん溶銑（［Ｃ］約３．７％、［Ｓｉ］＝Ｔｒ．、［Ｍｎ］約０．１％、［Ｐ］約０．０２％）を炉内へ装入したところ、脱炭スラグ固化剤の添加量が少ないために突沸が生じた。
溶銑、スラグが炉内から噴出してしまい、マスバランスがとれなくなったので、Ｍｎ歩留を評価できなかった。
Claims (6)
- 脱りん予備処理を実施済みの溶銑を転炉で脱炭吹錬し、出鋼後に該脱炭吹錬で生成した脱炭スラグの５０質量％以上を当該転炉内に残留させて、該転炉内の残留脱炭スラグへ粒径が５０ｍｍ以下のＭｎ鉱石および粒径が５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの脱炭スラグ固化剤が全脱炭スラグ固化剤の２０質量％以上）の脱炭スラグ固化剤を、前記残留脱炭スラグに対して該脱炭スラグ固化剤を２８質量％以上として添加して、次チャージの脱りん予備処理実施済み溶銑を装入し、生石灰およびＭｇＯ源を添加して装入塩基度を３〜５、脱炭スラグ中（ＭｇＯ）を６〜１２質量％として脱炭吹錬することを特徴とする、脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法。
- 前記粒径が５０ｍｍ以下の脱炭スラグ固化剤を、軽焼ドロマイト、生ドロマイト、石灰石、生石灰の一種以上とすることを特徴とする請求項１に記載の、脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法。
- 前記粒径が５０ｍｍ以下のＭｎ鉱石および粒径が５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの脱炭スラグ固化剤が全脱炭スラグ固化剤の２０質量％以上）の脱炭スラグ固化剤に替えて、粒径が２５ｍｍ以下のＭｎ鉱石および粒径が２５ｍｍ以下の脱炭スラグ固化剤を、前記残留脱炭スラグに対して該脱炭スラグ固化剤を２２質量％以上として、添加することを特徴とする、請求項１または請求項２に記載の脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法。
- 脱りん予備処理実施済みの溶銑を転炉で脱炭吹錬し、出鋼前に粒径が５０ｍｍ以下のＭｎ鉱石を添加し、出鋼後に該脱炭吹錬で生成した脱炭スラグの５０質量％以上を当該転炉内に残留させて、該転炉内の残留脱炭スラグへ粒径が５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの脱炭スラグ固化剤が全脱炭スラグ固化剤の２０質量％以上）であって、軽焼ドロマイト、生ドロマイト、石灰石、生石灰の一種以上からなる脱炭スラグ固化剤を、該転炉内の残留脱炭スラグに対して２８質量％以上添加して、次チャージの脱りん予備処理実施済み溶銑を装入し、生石灰およびＭｇＯ源を添加して装入塩基度を３〜５、脱炭スラグ中（ＭｇＯ）を６〜１２質量％として脱炭吹錬することを特徴とする、脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法。
- 脱りん予備処理実施済みの溶銑を転炉で脱炭吹錬し、出鋼前に粒径が５０ｍｍ以下のＭｎ鉱石と、粒径が５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの脱炭スラグ固化剤が全脱炭スラグ固化剤の２０質量％以上）であって、軽焼ドロマイト、生ドロマイト、石灰石、生石灰の一種以上からなる脱炭スラグ固化剤とを、脱炭吹錬後の脱炭スラグに対して該脱炭スラグ固化剤を２８質量％以上として添加して、出鋼完了後直ちに次チャージの脱りん予備処理実施済み溶銑を装入し、生石灰およびＭｇＯ源を添加して装入塩基度を３〜５、脱炭スラグ中（ＭｇＯ）を６〜１２質量％として脱炭吹錬することを特徴とする、脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法。
- 前記粒径が５０ｍｍ以下（粒径２５〜５０ｍｍの脱炭スラグ固化剤が全脱炭スラグ固化剤の２０質量％以上）であって、軽焼ドロマイト、生ドロマイト、石灰石、生石灰の一種以上からなる脱炭スラグ固化剤に替えて、粒径が２５ｍｍ以下であって、軽焼ドロマイト、生ドロマイト、石灰石、生石灰の一種以上からなる脱炭スラグ固化剤を、脱炭吹錬後の脱炭スラグに対して２２質量％以上添加することを特徴とする、請求項４または請求項５に記載の、脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2013236980A JP6213174B2 (ja) | 2013-11-15 | 2013-11-15 | 脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2013236980A JP6213174B2 (ja) | 2013-11-15 | 2013-11-15 | 脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JP2015096640A JP2015096640A (ja) | 2015-05-21 |
| JP6213174B2 true JP6213174B2 (ja) | 2017-10-18 |
Family
ID=53374054
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP2013236980A Active JP6213174B2 (ja) | 2013-11-15 | 2013-11-15 | 脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JP6213174B2 (ja) |
Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2018021019A1 (ja) * | 2016-07-27 | 2018-02-01 | 新日鐵住金株式会社 | 溶鋼の製造方法 |
| CN113388711A (zh) * | 2021-05-31 | 2021-09-14 | 江苏沙钢集团淮钢特钢股份有限公司 | 顶底复吹转炉一次加料冶炼的方法 |
Family Cites Families (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPH0347908A (ja) * | 1989-07-13 | 1991-02-28 | Sumitomo Metal Ind Ltd | 高マンガン鋼の転炉吹錬方法 |
| JPH08120318A (ja) * | 1994-10-25 | 1996-05-14 | Sumitomo Metal Ind Ltd | 精錬炉スラグの再利用方法 |
-
2013
- 2013-11-15 JP JP2013236980A patent/JP6213174B2/ja active Active
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JP2015096640A (ja) | 2015-05-21 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JP5332651B2 (ja) | 製鋼スラグからの鉄及び燐の回収方法 | |
| JP6164151B2 (ja) | 転炉型精錬炉による溶鉄の精錬方法 | |
| CA2398344C (en) | Method for treating slags or slag mixtures on an iron bath | |
| JP6421634B2 (ja) | 溶鋼の製造方法 | |
| JP2004190101A (ja) | 溶銑の予備処理方法 | |
| JP6213174B2 (ja) | 脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法 | |
| JP2007538156A (ja) | 冶金スラグのクロム還元方法 | |
| JP2008063645A (ja) | 製鋼方法 | |
| JP6347174B2 (ja) | 脱りん予備処理溶銑を用いる転炉の操業方法 | |
| JP3711835B2 (ja) | 溶銑脱燐用の焼結剤および溶銑の脱燐方法 | |
| JPH0437136B2 (ja) | ||
| TW201812025A (zh) | 熔鋼的製造方法 | |
| JP3854482B2 (ja) | 溶銑の予備処理方法及び精錬方法 | |
| JP2001192720A (ja) | 転炉製鋼法 | |
| 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 | |
| JP3063537B2 (ja) | ステンレス鋼の製造方法 | |
| JP7243185B2 (ja) | ホットスラグリサイクル方法 | |
| JP4854933B2 (ja) | 反応効率の高い精錬方法 | |
| JP7311771B2 (ja) | 含鉄材の溶解方法 | |
| JP4598220B2 (ja) | 脱炭滓を用いた溶銑の処理方法 | |
| JP2587286B2 (ja) | 製鋼方法 | |
| JP3776156B2 (ja) | 低燐高マンガン鋼の製造方法 | |
| JPS6247417A (ja) | スクラツプの溶解精錬方法 | |
| JP2856103B2 (ja) | 溶銑脱燐方法 | |
| JPH116006A (ja) | 転炉への副原料投入方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| RD01 | Notification of change of attorney |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A7421 Effective date: 20151016 |
|
| A871 | Explanation of circumstances concerning accelerated examination |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A871 Effective date: 20160610 |
|
| A621 | Written request for application examination |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621 Effective date: 20160706 |
|
| A977 | Report on retrieval |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007 Effective date: 20170322 |
|
| A131 | Notification of reasons for refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131 Effective date: 20170425 |
|
| A521 | Written amendment |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20170529 |
|
| TRDD | Decision of grant or rejection written | ||
| A01 | Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01 Effective date: 20170822 |
|
| A61 | First payment of annual fees (during grant procedure) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61 Effective date: 20170904 |
|
| R151 | Written notification of patent or utility model registration |
Ref document number: 6213174 Country of ref document: JP Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R151 |
|
| S533 | Written request for registration of change of name |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R313533 |
|
| R350 | Written notification of registration of transfer |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R350 |