JPH0435522B2 - - Google Patents

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JPH0435522B2
JPH0435522B2 JP59045564A JP4556484A JPH0435522B2 JP H0435522 B2 JPH0435522 B2 JP H0435522B2 JP 59045564 A JP59045564 A JP 59045564A JP 4556484 A JP4556484 A JP 4556484A JP H0435522 B2 JPH0435522 B2 JP H0435522B2
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hot metal
gas
dephosphorization
container
refining
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JP59045564A
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JPS60190504A (en
Inventor
Yoshio Nakajima
Masato Mukai
Naonori Morya
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Nippon Steel Nisshin Co Ltd
Original Assignee
Nisshin Steel Co Ltd
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Publication date
Application filed by Nisshin Steel Co Ltd filed Critical Nisshin Steel Co Ltd
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Publication of JPH0435522B2 publication Critical patent/JPH0435522B2/ja
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    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C1/00Refining of pig-iron; Cast iron

Description

【発明の詳細な説明】[Detailed description of the invention]

本発明は、溶融金属特に溶銑の脱珪処理、脱燐
処理および脱硫処理を単独または複合して実施す
るのに好適な連続精錬装置に関する。 近年、鋼材の使用環境は益々厳しくなり、従来
にまして燐や硫黄に代表される鋼中不純物元素の
低減化、鋼材の高純度化が要求されている。一
方、上吹き転炉に代表される製鋼炉での、特に脱
燐などの精錬機能は、後工程での連鋳比率の増加
や二次精錬の普及より高い出鋼温度が要求される
ことなどから、もはや限界に達している。従つ
て、最近では溶銑段階で脱珪、脱燐、脱硫を行
う、いわゆる溶銑の予備処理技術の開発がさかん
になされ、また実用に供されている。しかし、こ
れまでに提案された各種の溶銑処理法はそれなり
に利点もあるが、実操業的にはまだまだ不十分な
ものであり、数多くの問題が残されている。例え
ば、処理中での温度低下が著しいこと、用いるフ
ラツクスの使用量が大であること、排滓に時間が
かかること、工程の増加をきたし製造フローが複
雑化すること、などの問題を抱えている。 これらの問題は、概して言えば、脱珪、脱燐、
脱硫という各反応操作をそれぞれ別個に行い、場
合によつては別の反応容器でこれらを個別に実施
しているところに一つの原因がある。 例えば従来において、溶銑樋、トピードカー、
輸送鍋、或いは転炉などの複数の反応容器で経る
間の溶銑に対して、脱珪、脱燐または脱硫に必要
なフラツクスや精錬剤をそれぞれ個別に投入して
精錬することが最も普通に実施されているが、こ
の場合に既述のような問題が生ずることは明らか
である。例えばこの各々の反応を実施する容器は
転炉を別にして元々は溶銑の輸送を目的としたも
のであつて、特に反応操作を目的として設計され
たものではないから、反応に最適な条件をこの中
で実現するには本質液に困難を伴うと共に個別に
排滓作業を必要とするからその処理作業の操業性
を阻害し、同時に、精錬を遂行する上での高級耐
火物の使用とその補修が怠れないから通常は複数
あるかような輸送容器の改造および補修に多大の
費用を必要とする。また、精錬の効率を向上させ
るには適度の撹拌を必要とし、特にCaO系フラツ
クスを用いた場合にはかなり激しい撹拌を必要と
するが、この場合に容器の振動やスプラツシユの
飛散を伴うので、トピードカーや輸送鍋で反応に
必要な撹拌動力を確保しようとするのは設備費の
面でも安全性の面でも不合理がある。加えて、溶
銑がこのような複数個の反応容器でそれぞれ異な
る目的の精錬を実施されている現状では、処理中
に温度低下の増大を伴うことは避けがたい。 本発明は、如上のごとき溶銑処理の実情にかん
がみ、脱珪、脱燐および脱硫を一括して実施する
合理的な溶銑処理の開発を目的としてなされたも
ので、本発明者らは、この目的を達成すべく溶銑
の脱珪、脱燐および脱硫の反応挙動に関し広汎な
試験研究を重ねて来た。その結果、いくつかの新
しい知見事情を得て、ここに、溶銑の脱珪、脱燐
または脱硫の一種または二種以上の処理を連続的
に且つ場合によつて数種の反応を同時にしかも高
効率に実施することのできる非常に合理的かつ高
能率の溶銑の処理法および装置を開発することが
できた。すなわち本発明者らは、従来より提案さ
れまた実用化されている不活性ガスをキヤリヤガ
スとして精錬用フラツクスをインジエクシヨンす
る方法や冷却ガスを使用しながら酸素富化ガスを
インジエクシヨンする方法等では反応を効果的に
進行させるうえで限界が存在することに鑑み、こ
れに代わる新しい処方として、酸素富化ガスをキ
ヤリヤガスとして精錬用フラツクスを溶銑の湯面
下にインクジエクシヨンする連続的な処理方法お
よびその方法を効果的に実施する精錬装置を開発
したものである。 本発明者らが開発した溶銑の連続処理方法は、
第一に、水平方向に流れる溶銑の連続流れを形成
し、この溶銑の連続流れに対してその位置が固定
された一本または複数本の湯面下のノズルから精
錬用物質をこの連続流れを横切るように供給する
こと、 第二に、この精錬用物質として、粉状の固体物
質と酸素含有気体(好ましくは酸素濃度が50Vol
%以上の酸素含有気体)とからなる精錬用物質を
使用すること、 第三に、この精錬物質の連続供給ゾーンを溶銑
が連続的に通過するさいに脱珪反応と脱燐反応を
順にまたは同時に並行して進行させること(これ
は、換言すれば、従来のように湯面上に形成した
溶融スラグとの反応によつて脱珪脱燐を図るので
はなく、湯中に供給される精錬物質の連続流れと
溶銑の連続流れを直接接触させることによつて反
応を進行させることを意味する)、 さらに加えて、処理対象とする溶銑中のSi含有
量やP含有量に応じて、前記の精錬用物質の連続
供給ゾーンをいくつか設定し、上流側のゾーンで
は脱珪反応を主として行わせ(但しこのゾーンで
脱燐反応も付随して進行させることもある)、そ
の下流側のゾーンでは脱燐反応を主として行わせ
ること(このゾーンで、脱燐反応と脱硫反応を付
随して進行させることもある)、 さらに、精錬用物質として、粉状の固体物質と
実質上不活性のガスとからなる精錬用物質を使用
することによつて、このゾーンで脱硫反応を主と
して進行させること、 などを基本的要件とする溶銑の処理法であり、処
理対象とする溶銑中のSi含有量、P含有量、S含
有量に応じて脱珪、脱燐または脱硫のうちの一種
でもまた二種以上の反応を適宜実施できるように
した溶銑の連続処理法である。 本発明は、このような溶銑の連続処理を効果的
に実施することができる精錬装置を提供するもの
である。すなわち本発明は、図面の第1図に示し
たように、一方の側端部もしくはその近傍に溶融
金属を供給する導入口1を、そして、他方の側端
部もしくはその近傍に溶融金属を流出させる流出
口2を有する容器であつて、この容器の一方の側
端部から他方の側端部に向けて実質上水平方向に
流れる連続した湯の流れを形成する容器3におい
て、この容器3内の湯と接する部位の容器ボデイ
に複数個のノズル4を湯の流れ方向に間隔をあけ
て連設し、各ノズル4を粉体供給源5とガス供給
源6,7とに固気比調整手段およびガス成分調整
手段を介して接続したことを特徴とする溶融金属
の精錬装置を提供するものである。 以下、図面に従つて溶銑の処理を例として本発
明装置を具体的に説明する。 第1図に示すように、本発明で使用する精錬容
器3は、横方向に長く延びた筒状体であり、一方
の側端部もしくはその近傍に溶銑を連続供給する
溶銑導入口1が、そして他方の側端部もしくはそ
の近傍に連続排出する流出口2が設けされており
つて、所定の滞留量をもつた溶銑がこの容器3内
に一方の側端部から他方の側端部に向けて一方向
性の連続的な流れが形成される。この容器3の底
部には、容器内の溶銑の連続流れに対してこの連
続流れを横切るように粉体と気体とからなる精錬
用物質を供給するノズル4が溶銑の流れ方向に間
隔をあけて複数個連設されており、各ノズル4は
粉体供給源5と気体供給源6および7にその固気
比調整手段並びにガス組成調整手段を介してつな
がつている。 粉体供給源5は、CaO、CaF2、ミルスケール
や鉄鉱石あるいは焼結鉱粉等の混合粉体の供給源
であり、気体供給源6はアルゴンガスや窒素ガス
などの不活性ガスあるいは空気の供給源、気体供
給源7は純酸素供給源を示している。8は不活性
ガスまたは空気の供給量を調節するガス調節弁、
9は純酸素の供給量を調節する酸素調節弁、10
は粉状物質の供給するデスペンサーである。この
デスペンサー10、ガス調節弁8、および酸素調
節弁9によつて各ノズル4に供給される粉状物質
の組成と量、気体の組成と量および固気比が調節
される。この固気比の調節およびガス組成の調整
については、後に詳述する。 ノズル4は、第2図に示すような耐火物製の単
管ノズルが使用されている。すなわち、耐火物製
の内筒11と耐火物製の外被12とからなるノズ
ル部材が、容器3の耐火物層13に、この耐火物
層13の内表面とノズル先端面が整合するよう
に、装着されており、内筒11には鋼製(ステン
レス鋼製)のパイプ14が容器3の外側から装入
され、このパイプ14がジヨイント15を介して
前述のデスペンサー10にホース16によつて接
続されている。このようにノズル4は耐火物製で
はあるが、本発明に従つて酸素富化ガスをキヤリ
ヤガスとして粉体を溶銑中に供給しても、この粉
体のもつ顕熱と潜熱による奪熱によつてこの耐火
物製単管ノズルの先端部に溶銑のメタル分を含む
凝固シエルが形成され、これが耐火物溶損を防止
する保護体となるので、ノズル4が溶損すること
なく酸素富化ガスをキヤリヤガスとして粉体をイ
ンジエクシヨンすることができる。 また、容器3内の湯と接する部位の容器ボデイ
に湯の流れ方向に間隔をあけて連設されるこの複
数個のノズル4は、その配置の仕方によつてはそ
の噴射流によつて容器内を流れる湯の表面を所定
の周期をもつて波立たせることがある。例えば、
ノズルの全部を半円形の容器底の中心に湯の流れ
に沿つて一直線上に一定間隔で配置する場合には
一定の周期をもつた波動が生ずる。この波動によ
り、ノズル4の右側を流れる溶銑表面と左側を流
れる溶銑表面との間で位相のずれが生じ、したが
つて交互に溶銑表面が傾きながら流れるという現
象が生ずる。ノズル4を千鳥状に配置するとこの
波動を効果的に防止できる。また一直線上に配置
する場合でも、そのノズル4の噴出口を互い違い
に所定の傾斜をもたせても、つまり、垂直上方に
噴射するよりも一つおきに反対方向にやや傾けて
(溶銑の流れ方向と直行する平面内で傾けて)噴
射するようにしても、この波動を抑制することが
できる。 第1図において、17は容器3に供給する溶銑
の流量を制御するスライデイングノズル、18は
容器3から流出させる流量を制御するスライデイ
ングノズルであり、これの調節によつて、容器内
を流れる溶銑の流量が制御される。19〜20は
容器壁に設けた外気に開放する窓であり、これら
は精錬操作によつて発生するスラグを器外に排出
するのに供される。また容器3の天井部に設けら
れた開口22はガス排出口であり、ここから出る
排ガスはこの容器3の上部のフード(図示しな
い)に導かれる。 また、24は生成したスラグの流れをせき止め
る堰である。この堰24は第1図のように一つで
あつてもよいし、第3図のように複数であつても
よい。本発明において、この堰24は単にスラグ
の流れをせき止めるためだけに使用され、反応ゾ
ーンを区分するために供されるものではない。本
発明において、反応ゾーンはノズル4の設置され
る位置に形成されるのであり、例えばこの堰24
で区切られてはいなくとも上流側のノズルの位置
では脱珪反応ゾーン、下流側のノズル位置では脱
燐ゾーンや脱硫ゾーンが形成されるのである。こ
の点、例えば特公昭58−56006号公報には、仕切
璧を介してその上流側に脱珪専用の脱珪室を設け
た精錬炉が示されているが、この公報記載の発明
が上吹きの精錬炉である点で本発明とは基本的に
相違することの他に、本発明ではこのような仕切
壁で脱珪と脱燐の反応ゾーンを区分するのではな
い点でその実態内容においても基本的に相違して
いる。 第4図〜第5図は溶銑の流れ方向の軸と直角方
向の容器断面を示しており、回転手段25によつ
てこの円筒状の容器3がその軸の回りに回転でき
るように構成された例を示している。第4図は精
錬操作が行なわれる位置を、第5図はやむなく精
錬操作を中断せざるを得ないときに約90度回転し
た状態を示している。この約90度回転した位置で
はノズル4が湯と接触しない位置にくるように操
作する(例えば容器内に滞留させておく溶銑を若
干減らしておく。) 次に本発明装置の制御動作について説明する。
第6図は、第1図の装置の固気比調整、ガス組成
調整並びに溶銑流量調整を実施する制御態様を図
解的に示しており、この第6図において、26は
処理条件の設定器、27は粉体供給速度設定器、
28はガス流量設定器、29は差圧設定器、30
はバルブ開閉指示器、31は処理速度設定器をそ
れぞれ表している。デイスペンサー10は、粉体
供給側と粉体排出側とに供給されるガスの圧力差
によつて粉体の供給量(供給速度)が制御される
ものであり、本発明装置ではこのようなデイスペ
ンサー10を使用すると共に、その粉体供給側の
ガスとして窒素ガスまたは空気を使用し、その粉
体排出側のガスとして純酸素を使用することによ
つて好適に稼動できる。 これを例として、その制御動作を説明すると、
まず処理の設定条件32は処理条件設定器26に
入力される。そのうち溶銑の処理速度は設定器3
1で設定され、粉体供給速度は設定器27で設定
される。溶銑の処理速度の設定値は導入口のスラ
イデングノズル17と流出口のスライデングノズ
ル18の開度を制御する制御信号となつて設定器
31から各スライデングノズルの制御器に送信さ
れ、所定の開度に制御される。一方、粉体供給速
度の設定値は、O2/N2比の入力信号33と、固
気比γの入力信号34と共にガス流量調節器28
に送信され、ここで必要なガス組成および固気比
を得るための制御信号の出力の大きさが演算され
る。この演算の結果は、バルブ開閉指示器30と
差圧設定器29に送信される。バルブ開閉指示器
30は窒素または空気のガス開閉弁35に対して
開閉信号を発信する。また、差圧設定器29は、
ガス調整弁8と純酸素調整弁9の開度の制御信号
を送信し、各弁8と9の開度を所定の差圧が得ら
れるように制御すると共にこの差圧の設定によつ
て供給される全ガス中の窒素と酸素の組成比が調
整されることになる。そして、全ガスの供給量と
粉体供給量の比が調整されることから固気比も所
定の設定値に調整されることになる。このように
して第6図の本発明装置では、固気比調整手段お
よびガス組成調整手段は、一連の制御用機器26
〜30と、デスペンサー10、ガス調整弁8,9
とから構成されている。 以上の構成になる精錬装置を使用することによ
つて、溶銑の脱珪、脱燐、脱硫処理が好適に実施
できる。以下にその処理原理並びに実施例につい
て説明する。 まず、低Si含有量の溶銑を対象とする場合の脱
燐処理について説明する。 脱珪を特に必要としない低Si含有量の溶銑を対
象として脱燐反応を主として行わせる場合には、
この溶銑を容器に供給し、その連続流れを横切る
ようにノズルから脱燐反応に必要な酸素源および
生石灰をインジエクシヨンする。例えば、酸素濃
度が50Vol%以上の気体と、酸化カルシウムと酸
化鉄の合計が50重量%以上の粉状の固体物質とか
らなる精錬用物質をノズルから溶銑の連続流れを
横切るように供給する。これによつて、この精錬
用物質の連続供給ゾーンを溶銑が連続的に通過す
ることになるが、この溶銑と精錬用物質との直接
的な接触によつて、脱燐反応を効果的に進行させ
ることができる。 第7図〜第9図は溶銑の湯面下にインジエクシ
ヨンする物質中の総酸素量が脱燐反応を律するこ
とを示す本発明者らの行つた試験結果図である。 第7図は、純酸素をキヤリヤガスとして、40%
CaO−10%CaF2−50%ミルスケールからなる粉
体、または80%CaO−20%CaF2からなる粉体を
その供給速度を変えて、含有量がほぼ0.15%の溶
銑中にインジエクシヨンした場合の脱燐挙動を、
供給したCaO原単位で整理したものである。この
第7図の結果は、CaO原単位で整理しても脱燐速
度にはバラツキがあり、従つてCaO量の増減だけ
では脱燐挙動は説明しきれないことを示してい
る。これに対して第8図は、同じ試験結果を溶銑
中に供給した総酸素量(キヤリヤガスとして導入
した酸素とミルスケールとして導入した酸素の合
計量)で整理して示したものであるが、この場合
には、脱燐量は総酸素量と完全な一致を示してい
る。すなわち、インジエクシヨンした粉状物質の
種類や供給量が異なつたとしても、言い換えれ
ば、インジエクシヨンされたCaO量やCaF2量と
は無関係に、全体として供給された反応性酸素の
量がどれだけであつたかが、脱燐量と直接的な関
係を持つということを示している。すなわち脱燐
反応は、溶銑中に供給されたトータルの酸素量、
すなわち酸素ガスとミルスケール中の酸化鉄中の
酸素量の合計で律速されるのである。また、第9
図は、キヤリヤガスとして窒素ガスを使用した以
外は前記と同様の試験を行い、この窒素ガスをキ
ヤリヤガスとするインジエクシヨンと、前記の酸
素ガスをキヤリヤガスとするインジエクシヨンと
を、インジエクシヨンした粉体原単位で整理した
ものであるが、後者の場合には非常に少ない粉体
原単位で著しい脱燐効果が得られることを示して
いる。 すなわち、気体および粉体からなる酸素源と溶
銑とを直接的に接触させる場合には、極めて効果
的な脱燐を実施できることがわかる。本発明者ら
は前記試験のほかにも数多くの試験を繰り返した
が、酸素濃度が50Vol%以上の気体をキヤリヤガ
スとして、酸化カルシウムと酸化鉄の合計が50重
量%以上の粉体物質を固気比(Kg/Nm3)が4〜
50となるように供給する場合には良好な脱燐処理
ができることを確認した。すなわち、このような
気体酸素と固体酸素からなる酸素源をノズルから
溶銑の連続流れを横切るように連続供給すること
によつて、この酸素連続供給ゾーンに溶銑を連続
的に通過させるようにすると、両者の直接的な接
触によつて脱燐反応を連続的かつ効果的に進行さ
せることができるのである。この場合、粉状物質
に含有させるCaOは、溶銑中のPと酸素源の酸素
とが反応して生成した酸化燐を固定して浮上させ
る役割を果たすものと思われる。また適量の
CaF2を同時にインジエクシヨンすると、CaO単
味あるいはCaO−NaF、CaO−CaCl2系に比べて
著しく脱燐効効率を向上させることができること
を本発明者らは実験に確認した。 なお、この脱燐処理において、前記の精錬用物
質の供給ゾーンを溶銑が通過するさいに脱燐と同
時に脱硫も進行する場合がある。しかしその脱硫
の程度は脱燐ほど極低域にまでは進行しないのが
通常であるから、特に極低域までの脱硫を意図す
る場合には、後述のように脱燐が進行してしまつ
た溶銑に対して脱燐用とは異なる精錬用物質の供
給ゾーンを通過させるのがよい。 次ぎに、Si含有量の高い溶銑を対象として脱珪
を実施する場合について説明する。 この脱珪処理も、前述の脱燐処理と同様に、こ
の溶銑を容器に供給し、その連続流れを横切るよ
うにノズルから脱珪反応に必要な酸素源をインジ
エクシヨンする。例えば、酸素濃度が50Vol%以
上の気体と、酸化カルシウムと酸化鉄の比
(CaO/酸化鉄の比)が0.6〜1.5の範囲で両者の
合計量が90重量%以上となるように配合した粉状
物質と、をノズルから溶銑の連続流れを横切るよ
うに供給する。これによつて、この精錬用物質の
連続供給ゾーンを溶銑が連続的に通過することに
なるが、そのさいに溶銑とこの精錬用物質との直
接的な接触によつて、脱珪反応が効果的に進行す
る。本発明者らが行つた多くの試験の結果では、
酸素濃度が50Vol%以上の気体と、酸化カルシウ
ムと酸化鉄の比(CaO/酸化鉄の比)が0.6〜1.5
の範囲で両者の合計量が90重量%以上となるよう
に配合した粉状物質と、からなる精錬用物質を使
用して本発明法を実施すると、従来の酸化脱珪処
理では必ずみられたフオーミング現象を殆ど生ず
ることなく脱珪処理ができる且つその脱珪反応も
非常に迅速に進行することがわかつた。 なお、この脱珪処理において、特に意図しなく
ても、前記の脱珪用の精錬物質の供給ゾーンを溶
銑が通過するさいに脱燐も同時に進行する場合が
ある。この脱燐は、溶銑中のSi含有量が低くなつ
てから特に著しく進行する。従つて、第1図に示
すような複数本のノズルのいずれもから前記の脱
珪用の精錬物質を供給して脱珪ゾーンを溶銑の流
れ方向に複数形成する場合には、下流側ほど溶銑
中のSi含有量が低くなるので、この下流側では脱
珪と同時に脱燐反応も並行して進行することにな
る。しかし、特に脱燐を意図し、極低域にまで脱
燐を行わせるには、次にのべるように、この脱珪
ゾーンのあとに脱燐ゾーンを溶銑が通過するよう
にするのがよい。 つまり、Si含有量が高い溶銑を対象として脱燐
処理を実施する場合には、前記の脱珪処理を実施
した溶銑を前記の脱燐用精錬物質を使用する脱燐
ゾーンに連続的に供給すればよい。より具体的に
は、Si含有量が高く且つPを含む溶銑の連続流れ
を横切るようにまず脱珪反応に必要な酸素源をイ
ンジエクシヨンする。これは例えば、前述のよう
に酸素濃度が50Vol%以上の気体と、酸化カルシ
ウムと酸化鉄の比(CaO/酸化鉄の比)が0.6〜
1.5の範囲で両者の合計量が90重量%以上となる
ように配合した粉状物質と、をノズルから溶銑の
連続流れを横切るように供給する。そして、この
脱珪ゾーンを通過してSi含有量が0.2%以下、よ
り好ましくは0.15%以下にまでSi含有量が低下し
た溶銑の連続流れに対して、酸素濃度が50Vol%
以上の気体と、酸化カルシウムと酸化鉄の合計が
50重量%以上の粉状の固体物質とからなる脱燐精
錬用物質をノズルから溶銑の連続流れを横切るよ
うに供給するのである。第1図の容器を使用する
場合について言えば、溶銑流れに対して上流側に
位置するノズルからは該脱珪精錬用物質をインジ
エクシヨンし、下流側に位置するノズルからは該
脱燐精錬用物質をインジエクシヨンするのであ
る。この上流側での脱珪精錬用物質と下流側での
脱燐精錬用物質とは先述のように、同じものであ
つてもよいが、後者ではCaOの一部をCaF2で置
き換えたものを使用するのがより有利である。 このようにして脱珪とこれに引き続く脱燐とを
実施する場合に、湯面上に浮遊してくるスラグ分
を分離して回収することを意図するならば、つま
り、P分の少ないスラグとP分の多いスラグとを
分離しながら連続採取することがスラグの利用を
図る上で有利な場合には、第3図の例のように、
スラグの流れを遮断する堰24を設けこの堰24
の上流側の容器壁に排滓用の開口を設けておけ
ば、容易にこれが実現できる。 次に脱硫処理であるが、この場合には対象とす
る溶銑の連続流れを横切るように、粉状の固体物
質と実質上不活性のガスとからなる精錬用物質を
ノズルから溶銑中に供給することによつてこのゾ
ーンで脱硫反応を効果的に進行させることができ
る。不活性ガスとしては窒素ガスやアルゴンガス
などを使用する。粉状の固体物質としてはソーダ
灰などが好適である。脱珪および脱燐を特に必要
としない溶銑の脱硫を図る場合に、第1図の精錬
装置にこの低Siおよび低Pの溶銑を供給してこの
脱硫処理を実施することもできるが、脱珪およ
び/または脱燐を第1図の装置で実施すると同時
にこの脱硫処理を実施するのが実際的である。こ
の場合、既述のように脱燐ゾーンを通過させる脱
燐処理操作時において脱硫も或る程度並行して進
行するが、脱燐ゾーンを通過したあとの溶銑を脱
硫ゾーンに通過させるのがよい。つまり、脱燐ゾ
ーンの下硫側に脱硫ゾーンを設けるのがよい。 このようにして、本発明の精錬装置を使用する
ことによつて、脱珪、脱燐または脱硫のいずれか
一種を単独的に実施することができるし、また脱
珪、脱燐または脱硫の二種以上を組合せて同時に
または並行して複合的に実施することもできる。
その選択は処理対象とする溶銑中のSi含有量、P
含有量およびS含有量によつて決められるが、基
本とする点は、容器内に水平方向に流れる溶銑の
連続流れを形成し、この連続流れと接する部位に
固定した1本または複数本のノズルから、粉状の
固体物質と酸素含有気体または不活性ガスとから
なる精錬用物質を、この溶銑の連続流れを横切る
ように溶銑の湯面下に連続的に供給することであ
り、これによつて、この精錬用物質の連続供給ゾ
ーンを溶銑が連続的に通過するさいに目的とする
効果的な脱珪、脱燐または脱硫の連続的処理が達
成されるものである。 以下に述べる試験は、幅400mm、長さ3mで、
浴深が600mmの容量5トンの第1図に示したよう
な反応容器であつて、その底部に9本のノズルを
湯の流れ方向に沿つて約25cmの間隔をあけて配置
した精錬装置を用いて実施したものである。各ノ
ズルは内径が5mmの耐火物製単管ノズルである。
溶銑の流れ方向に沿う軸と直角方向の容器の断面
は、第3〜4図とは異なり矩形である。第10図
に示すように、上流側5本のノズルが位置するゾ
ーンをAゾーン、下流側4本の位置するゾーンを
Bゾーン、その下流のノズルがないゾーンをCゾ
ーンと呼ぶ。AゾーンのノズルとBゾーンのノズ
ルには以下の各実施例で述べるように種類の異な
る精錬用物質を導入した。処理にあたつては、処
理対象溶銑の流入前に、種湯となる溶銑を5トン
高周波誘導炉で人工的に作つてこれを該容器に5
トン導入し(実施例1)、以後、処理対象とする
高炉溶銑約60トンを処理時間約150分で連続処理
した。そのさい溶銑の導入量に見合うように処理
済溶銑を容器から排出した。 実施例 1 溶銑中の化学成分が、C:4.6%、Si:0.42%、
Mn:0.43%、P:0.115%、S:0.035%であり、
温度が1410〜1320℃の高炉溶銑を被処理溶銑と
し、 Aゾーンの5本のノズルの各々には、80Vol%
酸素+20Vol%窒素の気体を120N/minの流量
で流すと共に、この気体をキヤリヤガスとして50
%CaO+50%ミルスケールからなる粉状物質を2
Kg/(min・本)の量で供給し、また、 Bゾーンの4本のノズルの各々には、80Vol%
酸素+20Vol%窒素の気体を120N/minの流量
で流すと共に、この気体をキヤリヤガスとして40
%CaO+10%CaF2+50%ミルスケールからなる
粉状物質を1Kg/(min・本)の量で供給すると
いう精錬用物質の供給条件のもとで、 該高炉溶銑を、既述の種湯をいれた容器に、供
給速度を400Kg/minとして合計62トン流す連続
処理を実施した。 高炉溶銑導入から150分経過する直前で各ノズ
ル位置に対応する場所から分析用の試料を採取し
第10図に示した各ゾーンにおける処理中のSi含
有量、P含有量およびS含有量を示したのが第1
1図である。また、第13図の左欄は、本実施例
の開始から終わりまでの間に容器から連続して取
り出される処理済溶銑を刻々採取し、このP含有
量を調べた結果を示したものである。 第11図に見されるように、Aゾーンにおいて
急激な脱珪反応が進行している。そして、このA
ゾーンの後期におけるSi含有量が0.1%近辺にま
で低下したゾーンでは脱燐と脱硫も進行しはじめ
ている。脱燐はBゾーンに入ると一層低域にまで
進行し、また脱硫も併せて進行している。 第13図の結果は、処理開始後約15分以降で処
理済溶銑のP濃度が0.03〜0.04%の間を推移する
ようになり、非常に安定した脱燐および脱珪の同
時処理が行われたことを示している。なお、第1
3図における処理時間0でのP濃度は種湯の濃度
であり、従つてこれは対象外である。 本例のフラツクスの総原単位は約35Kg/トンで
あるが(CaO:16.5Kg/トン)、これは、現在知
られている溶銑の脱珪脱燐処理の方法でのフラツ
クス源単位と比べて著しく少ない量である。従来
のいかなる溶銑の処理法においても、35Kg/トン
程度のフラツクス量でSi濃度が0.4%程度の溶銑
を対象として脱燐に成功した例は見当たらない。
このような少ないフラツクス量では、従来法では
高々、Siが0.10〜0.15%まで脱珪されるに過ぎな
いのであつて、脱燐にまではいたらないのが通常
であつた。従つて、本発明によると極めてすぐれ
た反応効率のもとで脱珪および脱燐反応が進行し
ていると言える。 実施例 2 Si含有量が0.13%である点だけが実施例1の溶
銑とは異なる溶銑を使用し、実施例1の処理に引
き続いてこのSi含有量0.13%の溶銑を実施例1と
同じ条件で連続処理した。すなわち、実施例1の
連続処理過程にある溶銑が存在する既述の精錬容
器に対して、供給する溶銑としてSi含有量を予め
0.13%まで低くした溶銑に切り換えて実施例1と
同じ処理を実施した。溶銑の供給速度は実施例1
と同じ400Kg/minであり、処理量は57トンであ
つた。 この処理終了の直前で各ノズル位置に対応する
場所から分析用の試料を採取し、そのSi含有量、
P含有量およびS含有量を前記の第11図と同様
の関係をもつて第12図に示した。また第13図
の右欄は、本実施例の開始から終わりまでの間に
容器から連続して取り出される処理済溶銑を刻々
採取しそのP含有量を調べた結果を示したもので
ある。 第12図に見られるように、Aゾーンの上流側
で脱珪が完了し、これに伴つて脱燐がこのAゾー
ンを通過する間にかなり進行している。同時に脱
硫もこのAゾーンで一部進行している。Bゾーン
に入ると脱燐と脱硫が同時にさらに進行するよう
になる。また第13図の結果は、処理開始後約15
分以降で処理済溶銑のP濃度が実施例1より更に
低い0.01%前後を推移するようになり、非常に安
定した脱燐処理が少ないフラツクス原単位のもと
で行われたことを示している。 なお、第13図には、処理前溶銑の温度と処理
後溶銑の温度推移を併記したが、温度降下の程度
はこの少量の溶銑処理でもこの程度であるから、
大量処理では所謂1/3乗法則を適用して推定する
と、20℃から多くても50℃程度となる。この点、
従来の溶銑処理では脱燐処理でけでも約70℃の温
度低下は避けられないから、温度降下の抑制とい
う面でも非常に有利な結果がえられた。 また、本実施例では処理中に発生したスラグの
排滓性が非常に良好であつた。 実施例 3 溶銑中の化学成分が、C:4.5%、Si:0.15%、
Mn:0.45%、P:0.110%、S:0.037%で、温度
が1340℃の高炉溶銑65トンを、 Aゾーンの5本のノズルの各々には、80Vol%
酸素+20Vol%窒素の気体を120N/minの流量
で流すと共に、この気体をキヤリヤガスとして40
%CaO+10%ミCaF2+50%ルスケールからなる
粉状物質を2.0Kg/(min・本)の量でインジエ
クシヨンし、また、 Bゾーンの4本のノズルの各々には、窒素ガス
を40N/minの流量で流すと共に、この窒素ガ
スをキヤリヤガスとしてソーダ灰を0.4Kg/
(min・本)の量でインジエクシヨンするという
インジエクシヨン条件で、前例同様に連続処理し
た。 連続処理が定常化した状態において各ノズル位
置に対応する場所から分析用の試料を採取しその
Si含有量、P含有量およびS含有量を、前記の第
11図と同様の関係をもつて第14図に示した。
またBゾーン入口およびCゾーンで採取した各化
学成分の平均値を第1表に示した。
The present invention relates to a continuous refining apparatus suitable for carrying out desiliconization treatment, dephosphorization treatment, and desulfurization treatment of molten metal, particularly hot metal, either alone or in combination. In recent years, the environment in which steel materials are used has become increasingly severe, and there is a greater demand than ever for reductions in impurity elements in steel, such as phosphorus and sulfur, and for higher purification of steel materials. On the other hand, refining functions such as dephosphorization in steelmaking furnaces, such as top-blown converters, require an increase in the continuous casting ratio in the post-process and a higher tapping temperature due to the widespread use of secondary refining. Since then, it has reached its limit. Therefore, in recent years, so-called pretreatment techniques for hot metal, which perform desiliconization, dephosphorization, and desulfurization at the hot metal stage, have been actively developed and put into practical use. However, although the various hot metal treatment methods that have been proposed so far have certain advantages, they are still insufficient for practical operation, and many problems remain. For example, there are problems such as a significant temperature drop during processing, a large amount of flux used, a long time required to remove the slag, and an increase in the number of steps that complicate the manufacturing flow. There is. Generally speaking, these problems are related to desiliconization, dephosphorization,
One reason for this is that each reaction operation called desulfurization is carried out separately, and in some cases, these are carried out individually in separate reaction vessels. For example, in the past, hot metal gutter, torpedo car,
The most common method of refining is to individually charge the flux and refining agent necessary for desiliconization, dephosphorization, or desulfurization to hot metal while it passes through multiple reaction vessels such as transport ladle or converter. However, it is clear that the problems mentioned above will occur in this case. For example, apart from the converter, the containers in which these reactions are carried out were originally intended for transporting hot metal, and were not specifically designed for reaction operations, so the optimal conditions for the reactions must be maintained. In order to realize this, it is difficult to treat the essential liquid and requires separate slag removal work, which impedes the operability of the processing work.At the same time, the use of high-grade refractories and their Since repairs are essential, it usually requires a large amount of money to modify and repair multiple shipping containers. In addition, in order to improve the efficiency of refining, moderate stirring is required, especially when using CaO-based flux, fairly vigorous stirring is required, but in this case, vibration of the container and scattering of splash are involved. Trying to secure the stirring power necessary for the reaction using a torpedo car or transport pot is unreasonable in terms of equipment costs and safety. In addition, in the current situation where hot metal is refined in a plurality of reaction vessels for different purposes, it is unavoidable that the temperature decrease increases during the treatment. The present invention was made in view of the actual situation of hot metal treatment as described above, with the purpose of developing a rational hot metal treatment that carries out desiliconization, dephosphorization, and desulfurization all at once. In order to achieve this goal, we have conducted extensive research and testing on the reaction behavior of desiliconization, dephosphorization, and desulfurization of hot metal. As a result, we have obtained some new knowledge, and here we have developed the method to carry out one or more treatments of desiliconization, dephosphorization, and desulfurization of hot metal continuously and, in some cases, to simultaneously perform several reactions at high speeds. We were able to develop a very rational and highly efficient hot metal treatment method and equipment that can be carried out efficiently. In other words, the present inventors have found that the reaction is not effectively affected by the conventionally proposed and practically used methods, such as the injection of refining flux using an inert gas as a carrier gas and the injection of oxygen-enriched gas while using a cooling gas. In view of the limitations in progressing the process, we have developed a new alternative recipe: a continuous treatment method in which refining flux is ink-expelled under the surface of hot metal using oxygen-enriched gas as a carrier gas, and its method. We have developed a refining device that effectively carries out this process. The continuous processing method for hot metal developed by the present inventors is as follows:
First, a continuous stream of horizontally flowing hot metal is formed, and the refining material is directed through one or more submerged nozzles whose positions are fixed relative to the continuous flow of hot metal. Second, as this refining material, a powdery solid material and an oxygen-containing gas (preferably an oxygen concentration of 50 Vol.
% oxygen-containing gas); and third, as the hot metal passes continuously through a continuous supply zone of this refining material, the desiliconization and dephosphorization reactions are carried out sequentially or simultaneously. (In other words, the desilicification and dephosphorization are not achieved by reaction with molten slag formed on the surface of the hot water as in the past, but by the process of desilicification and dephosphorization. In addition, depending on the Si content and P content in the hot metal to be treated, the above-mentioned Several zones are set up for continuous supply of refining materials, with the upstream zone mainly performing the desiliconization reaction (however, the dephosphorization reaction may also proceed in this zone), and the downstream zone The dephosphorization reaction takes place primarily (dephosphorization and desulfurization reactions may also proceed in this zone), and the refining materials include powdery solid material and a substantially inert gas. This is a hot metal treatment method whose basic requirements are to mainly promote the desulfurization reaction in this zone by using refining substances consisting of This is a continuous treatment method for hot metal that allows one or more reactions among desiliconization, dephosphorization, and desulfurization to be carried out as appropriate depending on the S content and S content. The present invention provides a refining device that can effectively carry out such continuous treatment of hot metal. That is, as shown in FIG. 1 of the drawings, the present invention has an inlet 1 for supplying molten metal at or near one side end, and an inlet 1 for supplying molten metal at or near the other side end. In a container 3 having an outlet 2 that causes a flow of hot water to flow in a substantially horizontal direction from one side end of the container to the other side end, the inside of the container 3 is A plurality of nozzles 4 are arranged in a row at intervals in the flow direction of the hot water on the container body at the part that comes into contact with the hot water, and each nozzle 4 is used to adjust the solid-air ratio between the powder supply source 5 and the gas supply sources 6 and 7. The object of the present invention is to provide a molten metal refining apparatus, which is characterized in that the apparatus is connected through a gas composition adjustment means and a gas composition adjustment means. DESCRIPTION OF THE PREFERRED EMBODIMENTS The apparatus of the present invention will be specifically described below with reference to the drawings, taking the treatment of hot metal as an example. As shown in FIG. 1, the refining vessel 3 used in the present invention is a cylindrical body that is elongated in the horizontal direction, and has a hot metal inlet 1 that continuously supplies hot metal at or near one side end. A continuous discharge outlet 2 is provided at or near the other side end, and hot metal with a predetermined retention amount is directed into the container 3 from one side end to the other side end. A unidirectional continuous flow is formed. At the bottom of the container 3, nozzles 4 are arranged at intervals in the flow direction of the hot metal to feed a refining substance consisting of powder and gas across the continuous flow of the hot metal in the container. A plurality of nozzles 4 are connected in series, and each nozzle 4 is connected to a powder supply source 5 and gas supply sources 6 and 7 via its solid-air ratio adjusting means and gas composition adjusting means. The powder supply source 5 is a supply source of mixed powder such as CaO, CaF 2 , mill scale, iron ore, or sintered ore powder, and the gas supply source 6 is an inert gas such as argon gas or nitrogen gas, or air. The gas source 7 represents a pure oxygen source. 8 is a gas control valve that adjusts the amount of inert gas or air supplied;
9 is an oxygen control valve that adjusts the amount of pure oxygen supplied; 10
is a dispenser for dispensing powdered substances. The dispenser 10, the gas control valve 8, and the oxygen control valve 9 adjust the composition and amount of the powdery substance, the gas composition and amount, and the solid-gas ratio supplied to each nozzle 4. The adjustment of the solid-gas ratio and the gas composition will be described in detail later. As the nozzle 4, a single pipe nozzle made of refractory material as shown in FIG. 2 is used. That is, the nozzle member consisting of the refractory inner cylinder 11 and the refractory outer sheath 12 is mounted on the refractory layer 13 of the container 3 so that the inner surface of the refractory layer 13 and the nozzle tip surface are aligned. A pipe 14 made of steel (stainless steel) is inserted into the inner cylinder 11 from the outside of the container 3, and this pipe 14 is connected to the aforementioned dispenser 10 by a hose 16 via a joint 15. connected. Although the nozzle 4 is made of refractory material as described above, even if the powder is fed into the hot metal using oxygen-enriched gas as a carrier gas according to the present invention, heat is removed by the sensible heat and latent heat of the powder. A solidified shell containing hot metal metal is formed at the tip of the refractory single-tube nozzle, and this serves as a protector to prevent melting of the refractory, allowing the nozzle 4 to pass oxygen-enriched gas without melting. Powder can be injected as a carrier gas. Furthermore, depending on how they are arranged, the plurality of nozzles 4, which are arranged in a row on the container body at a portion that comes into contact with the hot water in the container 3 at intervals in the flow direction of the hot water, may cause the jet stream to spray into the container. The surface of the hot water flowing inside may be rippled at a predetermined period. for example,
When all the nozzles are arranged in a straight line at regular intervals along the flow of hot water at the center of the bottom of a semicircular container, waves with a constant period are generated. This wave motion causes a phase shift between the surface of the hot metal flowing on the right side of the nozzle 4 and the surface of the hot metal flowing on the left side, resulting in a phenomenon in which the surface of the hot metal alternately flows while being inclined. This wave motion can be effectively prevented by arranging the nozzles 4 in a staggered manner. Furthermore, even if the nozzles 4 are arranged in a straight line, the jet ports of the nozzles 4 can be alternately tilted at a predetermined inclination. This wave motion can also be suppressed by injecting at an angle in a plane perpendicular to the plane. In FIG. 1, 17 is a sliding nozzle that controls the flow rate of hot metal supplied to the container 3, and 18 is a sliding nozzle that controls the flow rate of hot metal flowing out from the container 3. By adjusting this, the flow of hot metal inside the container is controlled. The flow rate of hot metal is controlled. Reference numerals 19 to 20 are windows opened to the outside air provided in the walls of the container, and these windows are used to discharge slag generated by the refining operation to the outside of the container. Further, an opening 22 provided in the ceiling of the container 3 is a gas exhaust port, and exhaust gas exiting from the opening 22 is guided to a hood (not shown) at the top of the container 3. Moreover, 24 is a weir that dams up the flow of the generated slag. There may be one weir 24 as shown in FIG. 1, or there may be a plurality of weirs 24 as shown in FIG. In the present invention, this weir 24 is used only to stop the flow of slag, and is not used to separate reaction zones. In the present invention, the reaction zone is formed at the position where the nozzle 4 is installed, for example, this weir 24.
Even if they are not separated, a desiliconization reaction zone is formed at the nozzle position on the upstream side, and a dephosphorization zone and a desulfurization zone are formed at the nozzle position on the downstream side. In this regard, for example, Japanese Patent Publication No. 58-56006 discloses a refining furnace in which a desiliconization chamber exclusively for desiliconization is provided on the upstream side of the partition wall. In addition to being fundamentally different from the present invention in that it is a smelting furnace, the present invention differs in its actual content in that the reaction zones for desiliconization and dephosphorization are not separated by such a partition wall. are also fundamentally different. 4 and 5 show a cross section of the container in a direction perpendicular to the axis in the flow direction of hot metal, and the cylindrical container 3 is configured to be able to rotate around the axis by a rotating means 25. An example is shown. Figure 4 shows the position where the refining operation is performed, and Figure 5 shows the position rotated approximately 90 degrees when the refining operation has to be interrupted. At this approximately 90 degree rotated position, operate the nozzle 4 so that it does not come into contact with the hot water (for example, reduce the amount of hot metal retained in the container slightly).Next, the control operation of the device of the present invention will be explained. .
FIG. 6 schematically shows a control mode for carrying out the solid-gas ratio adjustment, gas composition adjustment, and hot metal flow rate adjustment of the apparatus shown in FIG. 1, and in this FIG. 27 is a powder supply speed setting device;
28 is a gas flow rate setting device, 29 is a differential pressure setting device, 30
31 represents a valve opening/closing indicator, and 31 represents a processing speed setting device. In the dispenser 10, the amount of powder supplied (supply speed) is controlled by the pressure difference between the gas supplied to the powder supply side and the powder discharge side. It can be operated suitably by using the dispenser 10, using nitrogen gas or air as the gas on the powder supply side, and using pure oxygen as the gas on the powder discharge side. Taking this as an example and explaining its control operation,
First, the processing setting conditions 32 are input to the processing condition setting device 26 . Among them, the processing speed of hot metal is set by setting device 3.
1, and the powder supply rate is set by the setting device 27. The set value for the processing speed of hot metal is sent from the setting device 31 to the controller of each sliding nozzle as a control signal for controlling the opening degrees of the sliding nozzle 17 at the inlet and the sliding nozzle 18 at the outlet, and is set at a predetermined value. It is controlled by the opening degree. On the other hand, the set value of the powder supply rate is determined by the input signal 33 of the O 2 /N 2 ratio and the input signal 34 of the solid-gas ratio γ, as well as the gas flow rate controller 28.
Here, the magnitude of the control signal output to obtain the required gas composition and solid-gas ratio is calculated. The result of this calculation is sent to the valve opening/closing indicator 30 and the differential pressure setting device 29. The valve opening/closing indicator 30 sends an opening/closing signal to a nitrogen or air gas opening/closing valve 35 . Moreover, the differential pressure setting device 29 is
A control signal for the opening of the gas regulating valve 8 and the pure oxygen regulating valve 9 is transmitted, and the opening of each valve 8 and 9 is controlled so that a predetermined differential pressure is obtained, and supply is provided by setting this differential pressure. The composition ratio of nitrogen and oxygen in all the gases to be used is adjusted. Since the ratio between the total gas supply amount and the powder supply amount is adjusted, the solid-gas ratio is also adjusted to a predetermined set value. In this way, in the apparatus of the present invention shown in FIG.
~30, dispenser 10, gas regulating valves 8, 9
It is composed of. By using the refining apparatus having the above configuration, desiliconization, dephosphorization, and desulfurization treatment of hot metal can be suitably carried out. The processing principle and examples will be explained below. First, a description will be given of the dephosphorization treatment when hot metal with a low Si content is targeted. When performing the dephosphorization reaction mainly on hot metal with a low Si content that does not particularly require desiliconization,
This hot metal is fed into a vessel, and an oxygen source and quicklime necessary for the dephosphorization reaction are injected through a nozzle across the continuous flow. For example, a refining substance consisting of a gas with an oxygen concentration of 50 vol % or more and a powdered solid material with a total calcium oxide and iron oxide content of 50 vol % or more is fed from a nozzle across the continuous flow of hot metal. As a result, the hot metal continuously passes through the continuous supply zone of the refining material, and the direct contact between the hot metal and the refining material effectively promotes the dephosphorization reaction. can be done. Figures 7 to 9 are graphs showing the results of tests conducted by the present inventors showing that the total amount of oxygen in the substance injected below the hot metal surface controls the dephosphorization reaction. Figure 7 shows 40% pure oxygen as carrier gas.
When a powder consisting of CaO - 10% CaF 2 - 50% mill scale or a powder consisting of 80% CaO - 20% CaF 2 is injected into hot metal containing approximately 0.15% by changing the feeding rate. The dephosphorization behavior of
It is organized by the basic unit of CaO supplied. The results shown in FIG. 7 show that even when organized in terms of CaO basic unit, there are variations in the dephosphorization rate, and that the dephosphorization behavior cannot be explained solely by increases and decreases in the amount of CaO. In contrast, Figure 8 shows the same test results organized by the total amount of oxygen supplied into the hot metal (the total amount of oxygen introduced as carrier gas and oxygen introduced as mill scale). In some cases, the amount of dephosphorization shows a perfect match with the total amount of oxygen. In other words, even if the type and amount of injected powdery material differs, in other words, regardless of the amount of injected CaO or CaF2 , the amount of reactive oxygen supplied as a whole will vary. This shows that there is a direct relationship with the amount of phosphorus removed. In other words, the dephosphorization reaction depends on the total amount of oxygen supplied to the hot metal,
In other words, the rate is determined by the sum of the oxygen gas and the amount of oxygen in the iron oxide in the mill scale. Also, the 9th
The figure shows the results of the same tests as above except that nitrogen gas was used as the carrier gas, and the results of the injection using nitrogen gas as the carrier gas and the injection using oxygen gas as the carrier gas. However, in the latter case, it is shown that a remarkable dephosphorization effect can be obtained with a very small amount of powder per unit. That is, it can be seen that extremely effective dephosphorization can be carried out when the oxygen source consisting of gas and powder is brought into direct contact with the hot metal. The inventors of the present invention repeated numerous tests in addition to the above tests, and found that using a gas with an oxygen concentration of 50 vol% or more as a carrier gas, a powder material with a total content of calcium oxide and iron oxide of 50% by weight or more was converted into a solid gas. Ratio (Kg/Nm 3 ) is 4~
It was confirmed that good dephosphorization treatment can be achieved when supplied at a concentration of 50%. That is, by continuously supplying such an oxygen source consisting of gaseous oxygen and solid oxygen from a nozzle across the continuous flow of hot metal, the hot metal is caused to continuously pass through this continuous oxygen supply zone. By direct contact between the two, the dephosphorization reaction can proceed continuously and effectively. In this case, the CaO contained in the powder material seems to play a role in fixing and floating phosphorus oxide, which is produced by the reaction between P in the hot metal and oxygen as an oxygen source. Also, an appropriate amount
The present inventors have experimentally confirmed that when CaF 2 is simultaneously injected, the dephosphorization efficiency can be significantly improved compared to CaO alone, CaO-NaF, or CaO-CaCl 2 systems. In addition, in this dephosphorization process, when the hot metal passes through the supply zone of the refining substance, desulfurization may also proceed simultaneously with dephosphorization. However, the degree of desulfurization usually does not progress to the very low range as much as dephosphorization does, so if desulfurization is intended to reach the very low range, dephosphorization may progress as described below. It is preferred that the hot metal is passed through a feed zone of a different refining substance than that for dephosphorization. Next, a case will be described in which desiliconization is performed on hot metal with a high Si content. In this desiliconization treatment, as in the above-mentioned dephosphorization treatment, the hot metal is supplied to a container, and an oxygen source necessary for the desiliconization reaction is injected from a nozzle across the continuous flow. For example, powder mixed with a gas with an oxygen concentration of 50 Vol% or more and a ratio of calcium oxide to iron oxide (CaO/iron oxide ratio) in the range of 0.6 to 1.5 such that the total amount of both is 90% by weight or more. material is fed from a nozzle across a continuous stream of hot metal. This allows the hot metal to pass continuously through the continuous supply zone of the refining material, during which the desiliconization reaction is effected by the direct contact between the hot metal and the refining material. progress as expected. According to the results of many tests conducted by the inventors,
Gas with an oxygen concentration of 50 Vol% or more and a ratio of calcium oxide to iron oxide (CaO/iron oxide ratio) of 0.6 to 1.5
When the method of the present invention is carried out using a powdered material blended so that the total amount of both is 90% by weight or more, and a refining material consisting of It has been found that the desiliconization process can be carried out with almost no forming phenomenon and that the desiliconization reaction proceeds very quickly. In addition, in this desiliconization treatment, dephosphorization may also proceed at the same time as the hot metal passes through the supply zone of the refining substance for desiliconization, even if not intended. This dephosphorization progresses particularly markedly when the Si content in the hot metal becomes low. Therefore, when a plurality of desiliconization zones are formed in the flow direction of hot metal by supplying the refining material for desiliconization from any of the plurality of nozzles as shown in FIG. Since the Si content in the steel becomes low, the desiliconization and dephosphorization reactions proceed in parallel on this downstream side. However, if dephosphorization is specifically intended and dephosphorization is to be carried out to a very low level, it is preferable to have the hot metal pass through the dephosphorization zone after the desiliconization zone, as described below. In other words, when dephosphorizing hot metal with a high Si content, the hot metal that has undergone the desiliconization treatment must be continuously supplied to the dephosphorization zone that uses the dephosphorization refining material. Bye. More specifically, an oxygen source necessary for the desiliconization reaction is first injected across a continuous flow of hot metal containing high Si content and P. For example, as mentioned above, this is a gas with an oxygen concentration of 50 Vol% or more and a ratio of calcium oxide to iron oxide (CaO/iron oxide ratio) of 0.6 to
1.5, and the powder material is blended so that the total amount of both is 90% by weight or more, and is fed from a nozzle across the continuous flow of hot metal. Then, for the continuous flow of hot metal whose Si content has decreased to 0.2% or less, more preferably 0.15% or less after passing through this desiliconization zone, the oxygen concentration is 50Vol%.
The sum of the above gases, calcium oxide and iron oxide is
A dephosphorization refining material consisting of 50% by weight or more of powdered solid material is fed through a nozzle across a continuous flow of hot metal. When using the container shown in Figure 1, the desiliconization refining material is injected from the nozzle located upstream with respect to the flow of hot metal, and the dephosphorization refining material is injected from the nozzle located downstream. It is an injection. As mentioned above, the substance for desiliconization refining on the upstream side and the substance for dephosphorization refining on the downstream side may be the same, but in the latter case, a part of CaO is replaced with CaF2 . It is more advantageous to use When performing desiliconization and subsequent dephosphorization in this way, if the intention is to separate and recover the slag floating on the surface of the hot water, in other words, slag with a low P content and When it is advantageous to utilize slag by separating it from slag with a high P content, as in the example shown in Figure 3,
A weir 24 is provided to block the flow of slag.
This can be easily achieved by providing an opening for drainage in the container wall on the upstream side of the container. Next is the desulfurization process, in which a refining substance consisting of a powdered solid substance and a substantially inert gas is fed into the hot metal from a nozzle across the continuous flow of the target hot metal. This allows the desulfurization reaction to proceed effectively in this zone. Nitrogen gas, argon gas, etc. are used as the inert gas. Soda ash or the like is suitable as the powdery solid substance. When attempting to desulfurize hot metal that does not require desiliconization or dephosphorization, this low-Si and low-P hot metal can be supplied to the refining equipment shown in Fig. 1 to carry out the desulfurization treatment. It is practical to carry out this desulfurization treatment at the same time as and/or dephosphorization in the apparatus shown in FIG. In this case, as mentioned above, during the dephosphorization treatment operation in which the hot metal passes through the dephosphorization zone, desulfurization also proceeds to some extent in parallel, but it is better to pass the hot metal after passing through the dephosphorization zone to the desulfurization zone. . In other words, it is preferable to provide the desulfurization zone on the lower sulfurization side of the dephosphorization zone. In this way, by using the refining apparatus of the present invention, it is possible to carry out either one of desiliconization, dephosphorization, or desulfurization alone, or to carry out both of desiliconization, dephosphorization, and desulfurization. It is also possible to combine more than one species and carry out in a complex manner simultaneously or in parallel.
The selection depends on the Si content in the hot metal to be treated, P
It is determined by the content and S content, but the basic point is that a continuous flow of hot metal flowing horizontally is formed in the container, and one or more nozzles are fixed at the part in contact with this continuous flow. Therefore, a refining substance consisting of a powdered solid substance and an oxygen-containing gas or an inert gas is continuously supplied below the surface of the hot metal so as to cross the continuous flow of the hot metal. Thus, when hot metal continuously passes through this continuous supply zone of refining substances, the desired continuous and effective desiliconization, dephosphorization, or desulfurization treatment is achieved. The test described below was 400mm wide and 3m long.
The refining device is a reaction vessel with a bath depth of 600 mm and a capacity of 5 tons as shown in Figure 1, with nine nozzles arranged at intervals of about 25 cm along the flow direction of the hot water at the bottom of the vessel. This was carried out using Each nozzle is a single refractory nozzle with an inner diameter of 5 mm.
The cross section of the container in the direction perpendicular to the axis along the flow direction of the hot metal is rectangular, unlike in FIGS. 3 and 4. As shown in FIG. 10, the zone where five upstream nozzles are located is called A zone, the downstream zone where four nozzles are located is called B zone, and the downstream zone where there are no nozzles is called C zone. Different types of refining substances were introduced into the A zone nozzle and the B zone nozzle as described in each example below. During the treatment, before the hot metal to be treated flows in, a 5 ton high-frequency induction furnace is used to artificially prepare molten metal and this is poured into the container for 50 minutes.
After that, approximately 60 tons of blast furnace hot metal to be treated was continuously treated in a treatment time of approximately 150 minutes. At that time, the treated hot metal was discharged from the vessel in an amount commensurate with the amount of hot metal introduced. Example 1 The chemical components in hot metal are C: 4.6%, Si: 0.42%,
Mn: 0.43%, P: 0.115%, S: 0.035%,
Blast furnace hot metal with a temperature of 1410 to 1320℃ is used as the hot metal to be treated, and each of the five nozzles in the A zone is heated with 80Vol%.
Oxygen + 20Vol% nitrogen gas is flowed at a flow rate of 120N/min, and this gas is used as a carrier gas at 50N/min.
%CaO + 50% mill scale
Kg/(min・pieces), and each of the four nozzles in the B zone is supplied with 80Vol%.
Oxygen + 20Vol% nitrogen gas is flowed at a flow rate of 120N/min, and this gas is used as a carrier gas at 40N/min.
%CaO + 10% CaF 2 + 50% mill scale under the refining material supply conditions of 1 kg/(min・piece), the blast furnace hot metal was mixed with the seed metal described above. Continuous treatment was carried out in which a total of 62 tons of water was fed into the container at a feed rate of 400 kg/min. Samples for analysis were collected from locations corresponding to each nozzle position just before 150 minutes had elapsed since the introduction of hot metal into the blast furnace, and the Si content, P content, and S content during processing in each zone shown in Figure 10 are shown. The first one was
Figure 1. In addition, the left column of Fig. 13 shows the results of examining the P content of treated hot metal taken out from the container every moment from the start to the end of this example. . As seen in FIG. 11, a rapid desiliconization reaction progresses in the A zone. And this A
In the later stages of the zone, where the Si content has decreased to around 0.1%, dephosphorization and desulfurization have begun to progress. When entering the B zone, dephosphorization progresses even further to the lower regions, and desulfurization also progresses at the same time. The results shown in Figure 13 show that the P concentration in the treated hot metal changes between 0.03 and 0.04% approximately 15 minutes after the start of treatment, indicating that extremely stable simultaneous dephosphorization and desiliconization treatment is being performed. It shows that In addition, the first
The P concentration at the treatment time of 0 in Figure 3 is the concentration of the seed water, and is therefore out of scope. The total flux unit in this example is approximately 35Kg/ton (CaO: 16.5Kg/ton), which is compared to the flux source unit in the currently known method of desiliconization and dephosphorization of hot metal. This is a significantly small amount. In any conventional hot metal treatment method, there is no example of successful dephosphorization of hot metal with a Si concentration of about 0.4% at a flux amount of about 35 kg/ton.
With such a small amount of flux, conventional methods can only remove Si to 0.10 to 0.15%, and usually do not reach the level of dephosphorization. Therefore, it can be said that according to the present invention, the desiliconization and dephosphorization reactions proceed with extremely high reaction efficiency. Example 2 Hot metal that differs from the hot metal of Example 1 only in that the Si content is 0.13% is used, and following the treatment of Example 1, this hot metal with a Si content of 0.13% is treated under the same conditions as Example 1. Continuously processed. That is, the Si content of the hot metal to be supplied to the previously described refining vessel in which the hot metal in the continuous treatment process of Example 1 is present is adjusted in advance.
The same treatment as in Example 1 was carried out by switching to hot metal with a lower concentration of 0.13%. The feeding speed of hot metal is as in Example 1.
It was the same as 400Kg/min, and the throughput was 57 tons. Immediately before the end of this process, samples for analysis are collected from locations corresponding to each nozzle position, and their Si content and
The P content and S content are shown in FIG. 12 in the same relationship as in FIG. 11 above. The right column of FIG. 13 shows the results of examining the P content of treated hot metal taken out from the container every moment from the start to the end of this example. As seen in FIG. 12, desiliconization is completed on the upstream side of zone A, and along with this, dephosphorization progresses considerably while passing through zone A. At the same time, desulfurization is also partially progressing in this A zone. When entering the B zone, dephosphorization and desulfurization proceed simultaneously. Also, the results in Figure 13 are approximately 15% after the start of processing.
After 10 minutes, the P concentration in the treated hot metal began to change around 0.01%, which is even lower than in Example 1, indicating that a very stable dephosphorization process was carried out at a low flux consumption rate. . In addition, Fig. 13 also shows the temperature change of the hot metal before treatment and the temperature of hot metal after treatment, but the degree of temperature drop is this level even with this small amount of hot metal treatment.
For large-scale processing, applying the so-called 1/3 power law and estimating the temperature ranges from 20°C to at most 50°C. In this point,
In conventional hot metal processing, a temperature drop of about 70°C is unavoidable even with dephosphorization, so this was a very advantageous result in terms of suppressing the temperature drop. In addition, in this example, the slag generated during the treatment was very well removed. Example 3 The chemical components in hot metal are C: 4.5%, Si: 0.15%,
65 tons of blast furnace hot metal with Mn: 0.45%, P: 0.110%, and S: 0.037% at a temperature of 1340°C was injected into each of the five nozzles in the A zone at 80Vol%.
Oxygen + 20Vol% nitrogen gas is flowed at a flow rate of 120N/min, and this gas is used as a carrier gas at 40N/min.
A powdery substance consisting of %CaO + 10% CaF 2 + 50% Lescale was injected at a rate of 2.0Kg/(min・piece), and nitrogen gas was injected at 40N/min into each of the four nozzles in the B zone. At the same time, using this nitrogen gas as a carrier gas, soda ash is added at a flow rate of 0.4 kg/
Continuous processing was carried out in the same manner as in the previous example, under the in-die extraction condition of injecting at an amount of (min/units). When continuous processing has stabilized, samples for analysis are collected from locations corresponding to each nozzle position.
The Si content, P content and S content are shown in FIG. 14 in the same relationship as in FIG. 11 above.
Table 1 also shows the average values of each chemical component collected at the entrance of zone B and zone C.

【表】 第14図および第1表から、Aゾーンにおいて
フラツクス原単位25Kg/トンで、脱珪(Si%:
0.15→tr.)と、脱燐(P%:0.110→0.007)とが
進行し、また脱硫の一部が進行し(S%:0.037
→0.015)、またBゾーンにおいてソーダ灰4Kg/
トンの使用量で極低域までの仕上げ脱硫が効率よ
く進行していることがわかる。
[Table] From Figure 14 and Table 1, it can be seen that in zone A, the flux consumption rate is 25 kg/ton, and desiliconization (Si%:
0.15→tr.), dephosphorization (P%: 0.110→0.007) progresses, and a part of desulfurization progresses (S%: 0.037).
→0.015), and soda ash 4Kg/in B zone
It can be seen that the final desulfurization is progressing efficiently down to extremely low levels with a usage amount of 1 ton.

【図面の簡単な説明】[Brief explanation of drawings]

第1図は本発明の精錬装置の例を略断面で示し
た機器配置系統図、第2図は第1図の装置に使用
することのできるノズルの例を示す断面図、第3
図は本発明の精錬装置の他の例を示す略断面図、
第4図は第3図の装置の−線断面図、第5図
は第3図の装置を90度回転した状態の−線断
面図、第6図は本発明装置の制御動作を説明する
ための制御機器配置図、第7図は本発明の原理を
説明するためのCaO量と脱燐量との関係図、第8
図は本発明の原理を説明するためのトータル酸素
量と脱燐量との関係図、第9図は本発明の原理を
説明するためのフラツクス原単位と脱燐量との関
係図、第10図は本発明実施例を説明するための
ノズル位置を示す略断面図、第11図は本発明を
実施した場合の溶銑中の成分挙動の例を示す図、
第12図は本発明を実施した場合の溶銑中の成分
挙動の他の例を示す図、第13図は本発明の連続
処理によつて得られた処理済溶銑中のP含有量の
経時変化図、第14図は本発明を実施した場合の
溶銑中の成分挙動の他の例を示す図である。 1……導入口、2……流出口、3……容器、4
……ノズル、5……粉状物質供給源、6,7……
気体供給源、8……ガス調整弁、9……酸素調整
弁、10……デイスペンサー、17,18……ス
ライデングノズル、19〜21……排滓用開口、
24……堰。
Fig. 1 is an equipment layout system diagram showing an example of the refining equipment of the present invention in a schematic cross section; Fig. 2 is a sectional view showing an example of a nozzle that can be used in the equipment of Fig. 1;
The figure is a schematic sectional view showing another example of the refining device of the present invention,
Fig. 4 is a sectional view taken along the - line of the device shown in Fig. 3, Fig. 5 is a sectional view taken along the - line of the device shown in Fig. 3 rotated by 90 degrees, and Fig. 6 is for explaining the control operation of the device of the present invention. Fig. 7 is a diagram showing the relationship between the amount of CaO and the amount of dephosphorization to explain the principle of the present invention, and Fig. 8 is a diagram of the control equipment layout.
Figure 9 is a relationship diagram between total oxygen amount and phosphor removal amount to explain the principle of the present invention, Figure 9 is a relationship diagram between flux consumption rate and phosphor removal amount to explain the principle of the present invention, and Figure 10 is a relationship diagram between flux consumption and phosphor removal amount to explain the principle of the present invention. The figure is a schematic cross-sectional view showing the nozzle position for explaining an embodiment of the present invention, and FIG. 11 is a diagram showing an example of the behavior of components in hot metal when the present invention is implemented.
FIG. 12 is a diagram showing another example of the behavior of components in hot metal when the present invention is implemented, and FIG. 13 is a diagram showing changes over time in the P content in treated hot metal obtained by the continuous treatment of the present invention. 14 are diagrams showing other examples of the behavior of components in hot metal when the present invention is implemented. 1...Inlet, 2...Outlet, 3...Container, 4
... Nozzle, 5 ... Powder material supply source, 6,7 ...
Gas supply source, 8... Gas adjustment valve, 9... Oxygen adjustment valve, 10... Dispenser, 17, 18... Sliding nozzle, 19-21... Exhaust opening,
24...weir.

Claims (1)

【特許請求の範囲】 1 一方の側端部もしくはその近傍に溶融金属を
供給する導入口を、他方の側端部もしくはその近
傍に溶融金属を流出させる流出口を有する容器で
あつて、この容器の一方の側端部から他方の側端
部に向けて実質上水平方向に流れる連続した湯の
流れを形成する容器において、この容器内の湯と
接する部位の容器ボデイに複数個の耐火物製単管
ノズルを湯の流れ方向に間隔をあけて連設し、こ
れらの各ノズルを精錬用粉体供給源と酸素ガスを
含むガス供給源とに固気比調整手段およびガス成
分調整手段を介して接続し、該ノズルから酸素含
有気体をキヤリヤガスとして精錬用粉体を湯面下
にインジエクシヨンするようにした溶融金属の精
錬装置。 2 溶融金属は溶銑である特許請求の範囲第1項
記載の精錬装置。 3 容器内を流れる湯の液面近傍の容器ボデイに
大気に連通する少なくとも一個の開口が設けてあ
る特許請求の範囲第1項または第2項記載の精錬
装置。 4 湯の流れ方向を軸として容器自身を回転させ
る回転機構を介して該容器が設置される特許請求
の範囲第1項、第2項または第3項記載の精錬装
置。
[Scope of Claims] 1. A container having an inlet for supplying molten metal at or near one side end and an outlet for flowing molten metal at or near the other side end, the container having: A container in which a continuous flow of hot water flows substantially horizontally from one side end to the other side end. Single pipe nozzles are arranged at intervals in the flow direction of hot water, and each of these nozzles is connected to a refining powder supply source and a gas supply source containing oxygen gas through a solid-gas ratio adjustment means and a gas composition adjustment means. A molten metal refining apparatus which is connected to the nozzle and injects refining powder below the surface of the hot water using an oxygen-containing gas as a carrier gas. 2. The refining apparatus according to claim 1, wherein the molten metal is hot metal. 3. The refining device according to claim 1 or 2, wherein at least one opening communicating with the atmosphere is provided in the container body near the surface of the hot water flowing in the container. 4. The refining apparatus according to claim 1, 2, or 3, wherein the container is installed via a rotation mechanism that rotates the container itself around the flow direction of the hot water.
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