JPH0250965B2 - - Google Patents
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Description
【発明の詳細な説明】
〔産業上の利用分野〕
本発明は、含クロム溶鋼の精錬において、鋼浴
の脱炭に際して吹込まれた酸素によつて酸化物と
してスラグ中へ逃げた高価金属であるクロムの回
収、即ち、還元と、溶鋼中に含まれている不純物
〔Ｓ〕の除去を行なういわゆる、還元脱硫を効率
よく行う方法に関するものである。 〔従来技術〕 従来、含クロム溶鋼の精錬法は還元期と脱硫期
が２分されていた。即ち、スラグ中へ逃げたクロ
ム酸化物の還元に際して、鋼浴の脱硫がおこる
が、この還元後のスラグは融点が高いことなどに
より、十分な脱硫能を持たないため、該スラグを
排滓し新しい脱硫用のスラグをつくり直す脱硫期
を設けることが一般的であり、還元期と脱硫期の
２つの工程を要していたため、精錬時間の延長、
精錬用アルゴンガスの使用量増、耐火物溶損量の
増、脱硫用フラツクス量の増という問題があつ
た。この状況を第３図―ａに示す。 本出願人は、上記問題点を改善する方法として
特願昭58―49994号において、脱炭・還元後のス
ラグ中の（％SiO2）10％、（％CaO）／（％
Al2O3）が0.8〜1.4となるように、還元剤として
金属Alを、造滓剤としてCaOを各々添加する方
法を出願している。 ところが、その後の実験の結果、CaO―Al2O3
―SiO2系スラグにおいては、スラグ中（％SiO2）
10％条件下において、1.4＜（％CaO）／（％
Al2O3）2.0でスラグの脱硫能が最大となること
が判明した。 そこで、先願発明における脱炭還元後のスラグ
による脱硫限界は鋼中〔Ｓ〕30ppmでしかな
く、さらに鋼中〔Ｓ〕レベルを下げる、例えば、
鋼中〔Ｓ〕10ppmを達成するためには、先願発
明で規定されているスラグ組成では不十分である
ことが判明した。 このため、先願発明により、脱炭還元後に鋼中
〔Ｓ〕10ppmを達成するには、従来法と同様に、
還元後のスラグを排滓し、新しい脱硫用のスラグ
をつくり直す脱硫期を設ける必要があり、還元期
と脱硫期の２つの工程を要するため、精錬時間の
延長、精錬用アルゴンガスの使用量増、耐火物溶
損量の増、脱硫用フラツクス量の増、という問題
が生ずる。この状況を第３図―ｂに示す。 〔発明の目的〕 本発明は、還元後のスラグに、より高い脱硫能
を持たせ、還元と脱硫を同時に効率良く行うこと
により、精錬時間の短縮による操業能率の向上、
精錬用アルンガスの使用量節減、耐火物溶損量の
低減、脱硫用フラツクス（CaO、CaF2）の節減
を目的とする。 〔発明の構成〕 従来、含クロム溶鋼の還元脱硫精錬法ではCaO
―SiO2系のスラグを用いて行つていた。そして、
還元を主体とする場合には、還元効率からCaO／
SiO2＝1.4〜1.8、又脱硫効率を主体とする場合に
はCaO／SiO22.0の塩基度で操業を行つていた。
しかし、これらのスラグは第１図から明らかな如
く、その融点は非常に高温である。即ち、CaO／
SiO2＝1.4〜1.8ではその融点は1700〜1900℃の高
温に達する。実際にはスラグ中にMgO、Al2O3、
TiO2等の成分が含まれており（これら総計でも
10〜15％程度）スラグの融点は更に下るが、それ
でも1600〜1700℃と通常の含クロム溶鋼の還元脱
硫期に必要な溶鋼温度1580〜1650℃に較べると高
い。従つて滓化を促進させるために溶鋼の温度を
上昇させたり、CaF2を多量に添加している。し
かし、これらはいずれも、精錬炉の耐化物の溶損
を著しく助長するもので好ましくなく、他方、耐
化物の溶損を抑えようとすれば、いきおい還元・
脱硫速度は遅くなり、効率の悪い状態となつてい
るのが現状である。 これに対して、先願発明はCaO―Al2O3系のス
ラグを用いて還元脱硫するものである。即ち還元
用のSiの代りに金属Alを用い、クロム酸化物の
還元のみならず、SiO2の還元も十分に行うこと
を特徴としている。即ち、還元期に投入するCaO
及び金属Alの量を調整することにより、還元後
のスラグをCaO／Al2O3＝0.8〜1.4及びSiO210
％とすることにより、第１図から明らかな如く、
スラグの融点を1350〜1500℃の低融点にすること
ができる。このため先に述べた如く、通常の含ク
ロム溶鋼の還元・脱硫期に必要な温度1580〜1650
℃で十分に流動性を保つことができ、滓化剤とし
てのCaF2は全く不要であり、還元・脱硫効率も
著しく向上するものである。 本発明は、先願発明を基本とするものである
が、さらに高脱硫能スラグを用いて、脱硫効率を
向上させるものである。 一般に含クロム溶鋼の脱硫反応は、スラグ・メ
タル間の反応であり、(1)式で表わされる。 〔Ｓ〕＋（O2-）→〔Ｏ〕＋（S2-）、Ks ＝as 2-ap／as・ap 2- ―(1) さらに log（％Ｓ）／〔％Ｓ〕・ap＝logap 2-＋logKs′―(2) ここで〔Ｓ〕：鋼中のＳ （S2-）：スラグ中のＳ 〔Ｏ〕：鋼中のＯ （O2-）：スラグ中の塩基性酸化物 Ks：脱硫反応の平衡定数 Ks′：脱硫反応のみかけの平衡定数 as：鋼中のＳの活量 as 2-：スラグ中のＳの活量 ap：鋼中のＯの活量 ap 2-：スラグ中の塩基性酸化物の活量 〔％Ｓ〕：鋼中のＳ濃度 （％Ｓ）：スラグ中のＳ濃度 第(2)式の左辺はSulphide capacityと言われる
ものである。 含クロム溶鋼の精錬にあたり、脱炭還元後のス
ラグ中（％SiO2）10％の条件下では、 1.4＜（％CaO）／（％Al2O3）2.0でSulphide
capacityが最大となる。 先願発明においては、（％CaO）／（％Al2O3）
＝0.8〜1.4であり、本発明においては1.4＜（％
CaO）／（％Al2O3）2.0であるため、本発明の
方がスラグ脱硫能が大きく、より脱硫効率を向上
することができる。 一方（％CaO）／（％Al2O3）を高めること
は、スラグの融点を上昇させることになるが、本
発明の1.4＜（％CaO）／（％Al2O3）2.0では、
第１図に示すようにスラグの融点1500℃であ
り、通常の含クロム鋼の精錬温度1580℃〜1650℃
では、スラグの流動性が確保され、特にCaF2の
添加および精錬温度の上昇を必要とせず、スラグ
よる脱硫反応は十分に進行する。 以下、本発明をステンレス鋼を製造する最も一
般的なプロセスであるAOD法にに適用した実施
例によつて説明する。 AOD法とはArgon Oxygen Decarbrizationの
略で脱炭によつて生ずるCOガスをアルゴンガス
で希釈し、CO分圧を低下させて鋼浴中の〔Cr〕
の酸化を極力抑えて効率良く脱炭する方法であ
る。即ち鋼浴中の〔Ｃ〕の高い領域では、酸素と
アルゴンの比率を酸素富化側で脱炭し、鋼浴中の
〔Ｃ〕の低下につれてその比率をアルゴン富化と
して脱炭する方法である。 第３図―ａにAOD法を用いた従来法による含
クロム溶鋼の脱炭・還元・脱硫の各過程を示す。
一般に脱炭終了後に還元用のFe―Siと造滓剤
CaO・CaF2を添加し、スラグ塩基度（％
CaO）／（％SiO2）を1.4〜1.8の間でコントロー
ルし、吹込ガスはアルゴンガスの吹込みによる撹
拌としてクロム酸の還元に入る。この還元の過程
で脱硫も行われるが、すでに述べた通り、スラグ
の融点が高いため、滓化及び流動性が十分ではな
く、より高い塩基度を確保するために、一度排滓
し、スラグを新たにつくり直して脱硫を行うのが
一般的である。 先願発明は第３図―ｂに示す如く脱炭を終了し
たならば、還元用のAlと造滓剤のCaOを添加し、
アルゴンガス吹込みによる撹拌を行うものであ
る。このとき添加するAlの量は、脱炭過程での
脱炭効率から鋼中の金属（Cr、Si、Mn、Fe等）
の酸化に使われた酸素量が分るからこれを還元す
るために必要な金属Alの量は容易に計算で求め
ることができる。次にAOD炉に溶鋼を装入する
際に混入してくるスラグ中の酸素量については、
該スラグの組成と重量から金属Alによつて還元
される酸素量を計算で求め、添加すべき金属Al
量を決定すればよい。 この金属Al量に対して、CaOを（％CaO）／
（％Al2O3）＝0.8〜1.4の間に入るように決定すれ
ば、すでに述べた低融点のスラグをつくることが
可能である。 Al及びSiを添加したときの還元反応を考察し
てみると、 Al還元の場合 発熱量 Cr2O3＋2Al→Al2O3＋2Cr
129800kcal／mol…(3) SiO2＋４／３Al→２／３Al2O3＋Si 54400kcal／mol…(4) MnO＋２／３Al→１／３Al2O3＋Mn 37000…(5) FeO＋２／３Al→１／３Al2O3＋Fe 65000…(6) Si還元の場合 Cr2O3＋３／２Si→３／２SiO2＋2Cr 42200…(7) MnO＋１／２Si→１／２SiO2＋Mn 9800…(8) FeO＋１／２Si→１／２SiO2＋Fe 38000…(9) となり、Al還元がSi還元と最も異なるのはその
強力な還元力のため、スラグ中のSiO2までも還
元してしまうことと、還元反応の発熱量が著しく
異なることである。 同じクロム酸化物１モルを還元する場合でも(3)
式と(7)式から明らかな如く、その発熱量は３倍も
Al還元の方が大きく、更に、スラグ中の酸化物
の80％はCr2O3とSiO2であるから全体の発熱量の
差はかなり大きく、一般的には４〜５倍になるも
のと推定される。この還元に際しての大きな発熱
は還元及び脱硫に非常に大きな効果をもたらすも
のである。即ち、酸化物のAlによる還元反応に
より、大きな発熱を生ずるその周辺に存在する
CaOがすみやかに滓化しCaO―Al2O3系のスラグ
を形成し、しかも、その融点はすでに述べた如
く、鋼浴の温度に比較してかなり低く、脱硫に良
好な流動性を示す。このためCaF2等の滓化促進
剤がなくともすみやかに還元しかつ、高い脱硫効
率が得られるものである。 従つて第３図―ａの如く拝滓しあらためて脱硫
期を設けることなく第３図―ｃに示す如く還元と
脱硫を同時に行うことが可能となり、CaO及び
CaF2等造滓剤及びガス原単位の削減及び時間短
縮による能率向上及びAOD炉材原単位の低減に
大きな効果をもたらすものである。 しかし、鋼中〔Ｓ〕10ppmの超低硫レベルを
得るには、先願発明ではスラグの脱硫能が不十分
なために、第３図―ｂの如く還元後排滓してあら
ためて、脱硫期を設ける必要がある。 これに対して本発明は、第３図―ｃに示す如
く、先願発明と同様に脱炭終了後に、還元用の金
属Alと造滓剤のCaOを添加し、アルゴンガス吹
込みによる攪拌を行うものであるが、この時、ス
ラグ組成を第２図に示すスラグの脱硫能の最大と
なる領域（％CaO）／（％Al2O3）＝1.4〜2.0にコ
ントロールすることにより、鋼中〔Ｓ〕10ppm
の極低硫レベルを得るのに、第３図―ａ，ｂに示
す如く排滓し、あらためて脱硫期を設けることな
く第３図―ｃに示す如く還元と脱硫を同時に行う
ことが可能となり、CaO及びCaF2等造滓剤及び
ガス原単位の削減及び時間短縮による能率向上及
びAOD炉材原単位の低減に大きな効果をもたら
すものである。 更に、第３図―ｄは本発明の他の実施例を示す
が、脱炭期の末期に脱炭過程ですでに鋼浴中に生
じている酸化物及びスラグ中に移行した酸化物
（いずれも主としてCr2O3）を利用したアルゴン
攪拌脱炭を行い、その途中で脱炭に必要な酸化物
をスラグ中に残留させることを限度としてスラグ
に流動性を持たせ、スラグ中のCr2O3が鋼中へ移
行することを促進するためにAlとCaOを添加し
ておくことは脱炭終了後、還元・脱硫期を更に短
縮することを可能とするものでAOD耐火物コス
ト及びガスコストの削減に一層効果的である。 第３図―ｄの方法を用いて、脱炭終了後還元剤
と造滓剤添加後、３分間のアルゴンガス攪拌を行
つて出鋼し、該出鋼中における攪拌作用により還
元脱硫反応を進行させ、スラグ中（％Ｓ）／鋼中
〔％Ｓ〕＞200、溶中〔Ｓ〕＜10ppmを、安定して得
ることが可能である。 〔実施例〕 本発明を鋼種SUS304、滓鋼量＝60T、Ar攪拌
時のAr流量＝40Nm3／分の条件下で、AOD法に
よる精錬で実施した結果を第３図ｃ，ｄに示す。
この時第３図ｃにおける還元期のAr攪拌時間は
５分、第３図ｄにおける還元期のAr攪拌時間は
３分である。 〔発明の効果〕 表１に第３図―ａ，ｂ，ｃ，ｄの各々の方法を
用いた時の効果をまとめて示す。〔Ｓ〕10ppm
の極低硫鋼を製造するAOD精錬において、本発
明では、従来法と先願発明と比較して大幅に精錬
時間が短縮されたため、アルゴンガス原単位、
AOD耐火物溶損量、CaO、CaF2原単位が低減し
た。 【表】
の脱炭に際して吹込まれた酸素によつて酸化物と
してスラグ中へ逃げた高価金属であるクロムの回
収、即ち、還元と、溶鋼中に含まれている不純物
〔Ｓ〕の除去を行なういわゆる、還元脱硫を効率
よく行う方法に関するものである。 〔従来技術〕 従来、含クロム溶鋼の精錬法は還元期と脱硫期
が２分されていた。即ち、スラグ中へ逃げたクロ
ム酸化物の還元に際して、鋼浴の脱硫がおこる
が、この還元後のスラグは融点が高いことなどに
より、十分な脱硫能を持たないため、該スラグを
排滓し新しい脱硫用のスラグをつくり直す脱硫期
を設けることが一般的であり、還元期と脱硫期の
２つの工程を要していたため、精錬時間の延長、
精錬用アルゴンガスの使用量増、耐火物溶損量の
増、脱硫用フラツクス量の増という問題があつ
た。この状況を第３図―ａに示す。 本出願人は、上記問題点を改善する方法として
特願昭58―49994号において、脱炭・還元後のス
ラグ中の（％SiO2）10％、（％CaO）／（％
Al2O3）が0.8〜1.4となるように、還元剤として
金属Alを、造滓剤としてCaOを各々添加する方
法を出願している。 ところが、その後の実験の結果、CaO―Al2O3
―SiO2系スラグにおいては、スラグ中（％SiO2）
10％条件下において、1.4＜（％CaO）／（％
Al2O3）2.0でスラグの脱硫能が最大となること
が判明した。 そこで、先願発明における脱炭還元後のスラグ
による脱硫限界は鋼中〔Ｓ〕30ppmでしかな
く、さらに鋼中〔Ｓ〕レベルを下げる、例えば、
鋼中〔Ｓ〕10ppmを達成するためには、先願発
明で規定されているスラグ組成では不十分である
ことが判明した。 このため、先願発明により、脱炭還元後に鋼中
〔Ｓ〕10ppmを達成するには、従来法と同様に、
還元後のスラグを排滓し、新しい脱硫用のスラグ
をつくり直す脱硫期を設ける必要があり、還元期
と脱硫期の２つの工程を要するため、精錬時間の
延長、精錬用アルゴンガスの使用量増、耐火物溶
損量の増、脱硫用フラツクス量の増、という問題
が生ずる。この状況を第３図―ｂに示す。 〔発明の目的〕 本発明は、還元後のスラグに、より高い脱硫能
を持たせ、還元と脱硫を同時に効率良く行うこと
により、精錬時間の短縮による操業能率の向上、
精錬用アルンガスの使用量節減、耐火物溶損量の
低減、脱硫用フラツクス（CaO、CaF2）の節減
を目的とする。 〔発明の構成〕 従来、含クロム溶鋼の還元脱硫精錬法ではCaO
―SiO2系のスラグを用いて行つていた。そして、
還元を主体とする場合には、還元効率からCaO／
SiO2＝1.4〜1.8、又脱硫効率を主体とする場合に
はCaO／SiO22.0の塩基度で操業を行つていた。
しかし、これらのスラグは第１図から明らかな如
く、その融点は非常に高温である。即ち、CaO／
SiO2＝1.4〜1.8ではその融点は1700〜1900℃の高
温に達する。実際にはスラグ中にMgO、Al2O3、
TiO2等の成分が含まれており（これら総計でも
10〜15％程度）スラグの融点は更に下るが、それ
でも1600〜1700℃と通常の含クロム溶鋼の還元脱
硫期に必要な溶鋼温度1580〜1650℃に較べると高
い。従つて滓化を促進させるために溶鋼の温度を
上昇させたり、CaF2を多量に添加している。し
かし、これらはいずれも、精錬炉の耐化物の溶損
を著しく助長するもので好ましくなく、他方、耐
化物の溶損を抑えようとすれば、いきおい還元・
脱硫速度は遅くなり、効率の悪い状態となつてい
るのが現状である。 これに対して、先願発明はCaO―Al2O3系のス
ラグを用いて還元脱硫するものである。即ち還元
用のSiの代りに金属Alを用い、クロム酸化物の
還元のみならず、SiO2の還元も十分に行うこと
を特徴としている。即ち、還元期に投入するCaO
及び金属Alの量を調整することにより、還元後
のスラグをCaO／Al2O3＝0.8〜1.4及びSiO210
％とすることにより、第１図から明らかな如く、
スラグの融点を1350〜1500℃の低融点にすること
ができる。このため先に述べた如く、通常の含ク
ロム溶鋼の還元・脱硫期に必要な温度1580〜1650
℃で十分に流動性を保つことができ、滓化剤とし
てのCaF2は全く不要であり、還元・脱硫効率も
著しく向上するものである。 本発明は、先願発明を基本とするものである
が、さらに高脱硫能スラグを用いて、脱硫効率を
向上させるものである。 一般に含クロム溶鋼の脱硫反応は、スラグ・メ
タル間の反応であり、(1)式で表わされる。 〔Ｓ〕＋（O2-）→〔Ｏ〕＋（S2-）、Ks ＝as 2-ap／as・ap 2- ―(1) さらに log（％Ｓ）／〔％Ｓ〕・ap＝logap 2-＋logKs′―(2) ここで〔Ｓ〕：鋼中のＳ （S2-）：スラグ中のＳ 〔Ｏ〕：鋼中のＯ （O2-）：スラグ中の塩基性酸化物 Ks：脱硫反応の平衡定数 Ks′：脱硫反応のみかけの平衡定数 as：鋼中のＳの活量 as 2-：スラグ中のＳの活量 ap：鋼中のＯの活量 ap 2-：スラグ中の塩基性酸化物の活量 〔％Ｓ〕：鋼中のＳ濃度 （％Ｓ）：スラグ中のＳ濃度 第(2)式の左辺はSulphide capacityと言われる
ものである。 含クロム溶鋼の精錬にあたり、脱炭還元後のス
ラグ中（％SiO2）10％の条件下では、 1.4＜（％CaO）／（％Al2O3）2.0でSulphide
capacityが最大となる。 先願発明においては、（％CaO）／（％Al2O3）
＝0.8〜1.4であり、本発明においては1.4＜（％
CaO）／（％Al2O3）2.0であるため、本発明の
方がスラグ脱硫能が大きく、より脱硫効率を向上
することができる。 一方（％CaO）／（％Al2O3）を高めること
は、スラグの融点を上昇させることになるが、本
発明の1.4＜（％CaO）／（％Al2O3）2.0では、
第１図に示すようにスラグの融点1500℃であ
り、通常の含クロム鋼の精錬温度1580℃〜1650℃
では、スラグの流動性が確保され、特にCaF2の
添加および精錬温度の上昇を必要とせず、スラグ
よる脱硫反応は十分に進行する。 以下、本発明をステンレス鋼を製造する最も一
般的なプロセスであるAOD法にに適用した実施
例によつて説明する。 AOD法とはArgon Oxygen Decarbrizationの
略で脱炭によつて生ずるCOガスをアルゴンガス
で希釈し、CO分圧を低下させて鋼浴中の〔Cr〕
の酸化を極力抑えて効率良く脱炭する方法であ
る。即ち鋼浴中の〔Ｃ〕の高い領域では、酸素と
アルゴンの比率を酸素富化側で脱炭し、鋼浴中の
〔Ｃ〕の低下につれてその比率をアルゴン富化と
して脱炭する方法である。 第３図―ａにAOD法を用いた従来法による含
クロム溶鋼の脱炭・還元・脱硫の各過程を示す。
一般に脱炭終了後に還元用のFe―Siと造滓剤
CaO・CaF2を添加し、スラグ塩基度（％
CaO）／（％SiO2）を1.4〜1.8の間でコントロー
ルし、吹込ガスはアルゴンガスの吹込みによる撹
拌としてクロム酸の還元に入る。この還元の過程
で脱硫も行われるが、すでに述べた通り、スラグ
の融点が高いため、滓化及び流動性が十分ではな
く、より高い塩基度を確保するために、一度排滓
し、スラグを新たにつくり直して脱硫を行うのが
一般的である。 先願発明は第３図―ｂに示す如く脱炭を終了し
たならば、還元用のAlと造滓剤のCaOを添加し、
アルゴンガス吹込みによる撹拌を行うものであ
る。このとき添加するAlの量は、脱炭過程での
脱炭効率から鋼中の金属（Cr、Si、Mn、Fe等）
の酸化に使われた酸素量が分るからこれを還元す
るために必要な金属Alの量は容易に計算で求め
ることができる。次にAOD炉に溶鋼を装入する
際に混入してくるスラグ中の酸素量については、
該スラグの組成と重量から金属Alによつて還元
される酸素量を計算で求め、添加すべき金属Al
量を決定すればよい。 この金属Al量に対して、CaOを（％CaO）／
（％Al2O3）＝0.8〜1.4の間に入るように決定すれ
ば、すでに述べた低融点のスラグをつくることが
可能である。 Al及びSiを添加したときの還元反応を考察し
てみると、 Al還元の場合 発熱量 Cr2O3＋2Al→Al2O3＋2Cr
129800kcal／mol…(3) SiO2＋４／３Al→２／３Al2O3＋Si 54400kcal／mol…(4) MnO＋２／３Al→１／３Al2O3＋Mn 37000…(5) FeO＋２／３Al→１／３Al2O3＋Fe 65000…(6) Si還元の場合 Cr2O3＋３／２Si→３／２SiO2＋2Cr 42200…(7) MnO＋１／２Si→１／２SiO2＋Mn 9800…(8) FeO＋１／２Si→１／２SiO2＋Fe 38000…(9) となり、Al還元がSi還元と最も異なるのはその
強力な還元力のため、スラグ中のSiO2までも還
元してしまうことと、還元反応の発熱量が著しく
異なることである。 同じクロム酸化物１モルを還元する場合でも(3)
式と(7)式から明らかな如く、その発熱量は３倍も
Al還元の方が大きく、更に、スラグ中の酸化物
の80％はCr2O3とSiO2であるから全体の発熱量の
差はかなり大きく、一般的には４〜５倍になるも
のと推定される。この還元に際しての大きな発熱
は還元及び脱硫に非常に大きな効果をもたらすも
のである。即ち、酸化物のAlによる還元反応に
より、大きな発熱を生ずるその周辺に存在する
CaOがすみやかに滓化しCaO―Al2O3系のスラグ
を形成し、しかも、その融点はすでに述べた如
く、鋼浴の温度に比較してかなり低く、脱硫に良
好な流動性を示す。このためCaF2等の滓化促進
剤がなくともすみやかに還元しかつ、高い脱硫効
率が得られるものである。 従つて第３図―ａの如く拝滓しあらためて脱硫
期を設けることなく第３図―ｃに示す如く還元と
脱硫を同時に行うことが可能となり、CaO及び
CaF2等造滓剤及びガス原単位の削減及び時間短
縮による能率向上及びAOD炉材原単位の低減に
大きな効果をもたらすものである。 しかし、鋼中〔Ｓ〕10ppmの超低硫レベルを
得るには、先願発明ではスラグの脱硫能が不十分
なために、第３図―ｂの如く還元後排滓してあら
ためて、脱硫期を設ける必要がある。 これに対して本発明は、第３図―ｃに示す如
く、先願発明と同様に脱炭終了後に、還元用の金
属Alと造滓剤のCaOを添加し、アルゴンガス吹
込みによる攪拌を行うものであるが、この時、ス
ラグ組成を第２図に示すスラグの脱硫能の最大と
なる領域（％CaO）／（％Al2O3）＝1.4〜2.0にコ
ントロールすることにより、鋼中〔Ｓ〕10ppm
の極低硫レベルを得るのに、第３図―ａ，ｂに示
す如く排滓し、あらためて脱硫期を設けることな
く第３図―ｃに示す如く還元と脱硫を同時に行う
ことが可能となり、CaO及びCaF2等造滓剤及び
ガス原単位の削減及び時間短縮による能率向上及
びAOD炉材原単位の低減に大きな効果をもたら
すものである。 更に、第３図―ｄは本発明の他の実施例を示す
が、脱炭期の末期に脱炭過程ですでに鋼浴中に生
じている酸化物及びスラグ中に移行した酸化物
（いずれも主としてCr2O3）を利用したアルゴン
攪拌脱炭を行い、その途中で脱炭に必要な酸化物
をスラグ中に残留させることを限度としてスラグ
に流動性を持たせ、スラグ中のCr2O3が鋼中へ移
行することを促進するためにAlとCaOを添加し
ておくことは脱炭終了後、還元・脱硫期を更に短
縮することを可能とするものでAOD耐火物コス
ト及びガスコストの削減に一層効果的である。 第３図―ｄの方法を用いて、脱炭終了後還元剤
と造滓剤添加後、３分間のアルゴンガス攪拌を行
つて出鋼し、該出鋼中における攪拌作用により還
元脱硫反応を進行させ、スラグ中（％Ｓ）／鋼中
〔％Ｓ〕＞200、溶中〔Ｓ〕＜10ppmを、安定して得
ることが可能である。 〔実施例〕 本発明を鋼種SUS304、滓鋼量＝60T、Ar攪拌
時のAr流量＝40Nm3／分の条件下で、AOD法に
よる精錬で実施した結果を第３図ｃ，ｄに示す。
この時第３図ｃにおける還元期のAr攪拌時間は
５分、第３図ｄにおける還元期のAr攪拌時間は
３分である。 〔発明の効果〕 表１に第３図―ａ，ｂ，ｃ，ｄの各々の方法を
用いた時の効果をまとめて示す。〔Ｓ〕10ppm
の極低硫鋼を製造するAOD精錬において、本発
明では、従来法と先願発明と比較して大幅に精錬
時間が短縮されたため、アルゴンガス原単位、
AOD耐火物溶損量、CaO、CaF2原単位が低減し
た。 【表】
第１図はスラグの組成を示す図、第２図は含ク
ロム溶鋼の精錬にあたり脱炭還元後、スラグ中の
（％SiO2）10％における（％CaO）／（％
Al2O3）とSulphide capacityの関係を示す図、
第３図―ａはAOD法を用いた従来の含クロム溶
鋼の脱炭、還元・脱硫の各過程および鋼中〔Ｓ〕
の推移を示す図、第３図―ｂは先願発明による含
クロム溶鋼の精錬過程および鋼中〔Ｓ〕の推移を
示す図、第３図―ｃは本発明による含クロム溶鋼
の精錬過程および鋼中〔Ｓ〕の推移を示す図、第
３図―ｄは本発明による含クロム溶鋼で脱炭期の
末期にAlとCaOを添加する精錬過程および鋼中
〔Ｓ〕の推移を示す図である。
ロム溶鋼の精錬にあたり脱炭還元後、スラグ中の
（％SiO2）10％における（％CaO）／（％
Al2O3）とSulphide capacityの関係を示す図、
第３図―ａはAOD法を用いた従来の含クロム溶
鋼の脱炭、還元・脱硫の各過程および鋼中〔Ｓ〕
の推移を示す図、第３図―ｂは先願発明による含
クロム溶鋼の精錬過程および鋼中〔Ｓ〕の推移を
示す図、第３図―ｃは本発明による含クロム溶鋼
の精錬過程および鋼中〔Ｓ〕の推移を示す図、第
３図―ｄは本発明による含クロム溶鋼で脱炭期の
末期にAlとCaOを添加する精錬過程および鋼中
〔Ｓ〕の推移を示す図である。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 １ 含クロム溶鋼の精錬にあたり、脱炭還元後、
スラグ中の（％SiO2）1.0％、1.4＜（％
CaO）／（％Al2O3）2.0に入るように、還元剤
として金属Alを、造滓剤としてCaOを各々添加
することを特徴とする含クロム溶鋼の還元脱硫
法。 ２ 脱炭の最終期にアルゴンガス吹込みによる溶
鋼およびスラグの撹拌を行うこと及び金属Al及
びCaOの一部を添加することを特徴とする特許請
求の範囲第１項記載の方法。 ３ 脱炭を終了して、金属Al及びCaOを添加し
た後、３分間のアゴンガス吹込みによる溶鋼およ
びスラグの撹拌を行い出鋼することを特徴とする
特許請求の範囲第１項または第２項記載の方法。
Priority Applications (5)
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|---|---|---|---|
| JP58227887A JPS60121211A (ja) | 1983-12-02 | 1983-12-02 | 含クロム溶鋼の還元脱硫法 |
| US06/653,784 US4560406A (en) | 1983-12-02 | 1984-09-24 | Process for refining of chromium-containing molten steel |
| ES536190A ES8604652A1 (es) | 1983-12-02 | 1984-09-24 | Procedimiento de refino de acero fundido conteniendo cromo |
| CA000463862A CA1230974A (en) | 1983-12-02 | 1984-09-24 | Process for refining of chromium-containing molten steel |
| EP84111365A EP0146696B1 (en) | 1983-12-02 | 1984-09-24 | Process for refining of chromium-containing molten steel |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP58227887A JPS60121211A (ja) | 1983-12-02 | 1983-12-02 | 含クロム溶鋼の還元脱硫法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS60121211A JPS60121211A (ja) | 1985-06-28 |
| JPH0250965B2 true JPH0250965B2 (ja) | 1990-11-06 |
Family
ID=16867886
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP58227887A Granted JPS60121211A (ja) | 1983-12-02 | 1983-12-02 | 含クロム溶鋼の還元脱硫法 |
Country Status (5)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4560406A (ja) |
| EP (1) | EP0146696B1 (ja) |
| JP (1) | JPS60121211A (ja) |
| CA (1) | CA1230974A (ja) |
| ES (1) | ES8604652A1 (ja) |
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- 1983-12-02 JP JP58227887A patent/JPS60121211A/ja active Granted
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1984
- 1984-09-24 EP EP84111365A patent/EP0146696B1/en not_active Expired
- 1984-09-24 US US06/653,784 patent/US4560406A/en not_active Expired - Lifetime
- 1984-09-24 CA CA000463862A patent/CA1230974A/en not_active Expired
- 1984-09-24 ES ES536190A patent/ES8604652A1/es not_active Expired
Patent Citations (1)
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| EP0146696A1 (en) | 1985-07-03 |
| EP0146696B1 (en) | 1987-11-25 |
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| ES8604652A1 (es) | 1986-02-01 |
| JPS60121211A (ja) | 1985-06-28 |
| CA1230974A (en) | 1988-01-05 |
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