JPH0660341B2 - 溶銑の脱りん脱硫方法 - Google Patents
溶銑の脱りん脱硫方法Info
- Publication number
- JPH0660341B2 JPH0660341B2 JP2014489A JP2014489A JPH0660341B2 JP H0660341 B2 JPH0660341 B2 JP H0660341B2 JP 2014489 A JP2014489 A JP 2014489A JP 2014489 A JP2014489 A JP 2014489A JP H0660341 B2 JPH0660341 B2 JP H0660341B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- hot metal
- dephosphorization
- desulfurization
- slag
- treatment
- 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.)
- Expired - Lifetime
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
Description
本発明は、溶銑の予備処理に際し、副原料の低減、予備
処理効率の向上を図る脱りん脱硫方法に関する。 〔従来の技術〕 従来溶銑の予備処理に際し、Siを0.2〜0.5％程度含有す
る未脱珪溶銑を石灰系フラックスにて脱りんするには、
塩基度CaO/SiO2が２程度となるために、スラグに含まれ
る酸化鉄中の全鉄分（以下これをＴ−Ｆｅと略称する）
を10％程度に高める必要があった。そのために低硫溶銑
を得るためには、事前に脱硫排滓処理をおこなうか、ま
たは脱りん後に新たに脱硫剤を添加して脱硫をおこなう
所謂後吹き脱硫がおこなわれていた。 〔発明が解決しようとする課題〕 ところで事前に脱硫をおこなうプロセスでは、新たに脱
硫設備、排滓設備を設置する必要があるのみならず、移
し替え作業の増加や排滓による熱損失が大きく、エネル
ギー的に不利になるという問題があった。 また脱りん時にＴ−Ｆｅを15％以下として、排滓をせず
に新たに脱硫剤を添加して脱硫をおこない、工程を省略
する方法も知られているが、この方法では脱硫剤が多量
に必要とすることから、経済的に得策ではないと考えら
れる。 更に脱硫を効果的に行なうために、溶銑に事前脱珪処理
して、脱りん中のスラグ塩基度CaO/SiO2を４〜６と高め
ることにより脱りん中に同時脱硫を行なう方法もある
が、この方法では脱珪設備、排滓設備を必要とし、また
処理時間が増して放熱量が増え、かつ脱珪の際に添加す
る酸化鉄を主成分とする脱珪剤による熱損失があり、エ
ルネギー的にも不利になるという問題があった。 これらに関連する技術として、特開昭５８−１６００７
号公報には、脱りん中にスラグの塩基度ＣａＯ／ＳｉＯ
２を２以上とし、Ｔ−Ｆｅを１５％以下に保つことによ
り、引き続き行う脱硫処理の効率をあげる旨の記載があ
り、具体的にはＴ−Ｆｅの下限値として8.8％までの記
述がある。これは前述したように塩基度との関係でＴ−
Ｆｅを１０％程度に高めて処理する技術といえる。しか
し、Ｔ−Ｆｅを１５％以下とする手段は開示されていな
い。 また、特開昭６２−１０９９１１号公報には、脱珪・脱
りん処理時の溶銑攪拌力として、脱珪反応促進期には0.
65〜1.1ＫＷ／ｔにし、その後、即ち脱りん期には0.3〜
0.65ＫＷ／ｔに保つことにより、脱珪反応促進期の脱珪
速度を高め、処理時間を短縮する旨の記載がある。しか
し、この攪拌力は、脱珪処理およびそれぞれに続く脱り
ん処理のためのものであり、低Ｔ−Ｆｅで同時脱珪脱り
んを実行するための攪拌力ではない。 上記した溶銑の予備処理において、脱りん処理に際して
は、滓化した脱りんフラックスとりんの酸化に消費され
るに充分な量のＴ−Ｆｅが存在するならば、Ｔ−Ｆｅの
量は耐火物の損傷の抑制、あるいはスラグフォーミング
による鉄分ロスの解消の観点からできるだけ少なくする
ことが望まれていた。 本発明は上記問題点に鑑みなされたもので、副原料の低
減予備処理効率の向上を図る脱りん脱硫方法を提供す
る。 〔課題を解決するための手段〕 本発明は、未脱珪処理溶銑にＣａＯを主成分とする脱り
んフラックスと酸素源とを添加して脱珪・脱りん処理
し、排滓することなく脱硫処理する溶銑処理に際して、
所定量の酸素ガスを溶銑に吹付けながら、下記（１）式
にて定義される底吹き攪拌力：1.2〜１０ＫＷ／ｔを
溶銑に与えて脱珪・脱りん処理を行い、酸素源の供給を
停止して処理後のスラグに含まれる酸化鉄濃度を2.5〜
５％とし、引き続き脱硫剤を溶銑中に吹込んで脱硫処理
を行うことを特徴とする溶銑の脱りん脱硫方法である。 ここにＱｇ；吹き込みガス量（Ｎｌ／min）、 Ｔ；溶銑温度（゜K）、 Ｗｍ；溶銑重量（ｔ）、 Ｈｏ；吹き込み深さ（ｍ）、 Ｔｇ；吹き込み前のガス温度（゜K）
処理効率の向上を図る脱りん脱硫方法に関する。 〔従来の技術〕 従来溶銑の予備処理に際し、Siを0.2〜0.5％程度含有す
る未脱珪溶銑を石灰系フラックスにて脱りんするには、
塩基度CaO/SiO2が２程度となるために、スラグに含まれ
る酸化鉄中の全鉄分（以下これをＴ−Ｆｅと略称する）
を10％程度に高める必要があった。そのために低硫溶銑
を得るためには、事前に脱硫排滓処理をおこなうか、ま
たは脱りん後に新たに脱硫剤を添加して脱硫をおこなう
所謂後吹き脱硫がおこなわれていた。 〔発明が解決しようとする課題〕 ところで事前に脱硫をおこなうプロセスでは、新たに脱
硫設備、排滓設備を設置する必要があるのみならず、移
し替え作業の増加や排滓による熱損失が大きく、エネル
ギー的に不利になるという問題があった。 また脱りん時にＴ−Ｆｅを15％以下として、排滓をせず
に新たに脱硫剤を添加して脱硫をおこない、工程を省略
する方法も知られているが、この方法では脱硫剤が多量
に必要とすることから、経済的に得策ではないと考えら
れる。 更に脱硫を効果的に行なうために、溶銑に事前脱珪処理
して、脱りん中のスラグ塩基度CaO/SiO2を４〜６と高め
ることにより脱りん中に同時脱硫を行なう方法もある
が、この方法では脱珪設備、排滓設備を必要とし、また
処理時間が増して放熱量が増え、かつ脱珪の際に添加す
る酸化鉄を主成分とする脱珪剤による熱損失があり、エ
ルネギー的にも不利になるという問題があった。 これらに関連する技術として、特開昭５８−１６００７
号公報には、脱りん中にスラグの塩基度ＣａＯ／ＳｉＯ
２を２以上とし、Ｔ−Ｆｅを１５％以下に保つことによ
り、引き続き行う脱硫処理の効率をあげる旨の記載があ
り、具体的にはＴ−Ｆｅの下限値として8.8％までの記
述がある。これは前述したように塩基度との関係でＴ−
Ｆｅを１０％程度に高めて処理する技術といえる。しか
し、Ｔ−Ｆｅを１５％以下とする手段は開示されていな
い。 また、特開昭６２−１０９９１１号公報には、脱珪・脱
りん処理時の溶銑攪拌力として、脱珪反応促進期には0.
65〜1.1ＫＷ／ｔにし、その後、即ち脱りん期には0.3〜
0.65ＫＷ／ｔに保つことにより、脱珪反応促進期の脱珪
速度を高め、処理時間を短縮する旨の記載がある。しか
し、この攪拌力は、脱珪処理およびそれぞれに続く脱り
ん処理のためのものであり、低Ｔ−Ｆｅで同時脱珪脱り
んを実行するための攪拌力ではない。 上記した溶銑の予備処理において、脱りん処理に際して
は、滓化した脱りんフラックスとりんの酸化に消費され
るに充分な量のＴ−Ｆｅが存在するならば、Ｔ−Ｆｅの
量は耐火物の損傷の抑制、あるいはスラグフォーミング
による鉄分ロスの解消の観点からできるだけ少なくする
ことが望まれていた。 本発明は上記問題点に鑑みなされたもので、副原料の低
減予備処理効率の向上を図る脱りん脱硫方法を提供す
る。 〔課題を解決するための手段〕 本発明は、未脱珪処理溶銑にＣａＯを主成分とする脱り
んフラックスと酸素源とを添加して脱珪・脱りん処理
し、排滓することなく脱硫処理する溶銑処理に際して、
所定量の酸素ガスを溶銑に吹付けながら、下記（１）式
にて定義される底吹き攪拌力：1.2〜１０ＫＷ／ｔを
溶銑に与えて脱珪・脱りん処理を行い、酸素源の供給を
停止して処理後のスラグに含まれる酸化鉄濃度を2.5〜
５％とし、引き続き脱硫剤を溶銑中に吹込んで脱硫処理
を行うことを特徴とする溶銑の脱りん脱硫方法である。 ここにＱｇ；吹き込みガス量（Ｎｌ／min）、 Ｔ；溶銑温度（゜K）、 Ｗｍ；溶銑重量（ｔ）、 Ｈｏ；吹き込み深さ（ｍ）、 Ｔｇ；吹き込み前のガス温度（゜K）
本発明は、未脱珪処理溶銑にＣａＯを主成分とする脱り
んフラックスと酸素源とを添加して脱珪・脱りん処理
し、排滓することなく脱硫処理する溶銑処理に際して、
まず、所定量の酸素ガスを溶銑に吹付けながら、底吹き
攪拌力：1.2〜１０ＫＷ／ｔを溶銑に与えることによ
り、ＦｅＯの生成、溶銑中珪素の酸化、脱りんフラック
スの滓化および溶銑中の酸化が殆ど同時に進行し、効率
的な脱珪・脱りん処理を達成できる。 また、所定量の酸素ガスを吹付けている溶銑を上記攪拌
力で強攪拌することにより、脱りん処理後のスラグに含
まれる酸化鉄濃度を2.5〜５％と極めて低い値に維持で
き、引き続いて効率的に脱硫をおこないうることを見出
したものである。 上記溶銑の攪拌力が1.2ＫＷ／ｔ未満では、酸素ガスの
供給に対して攪拌力が弱くなり、スラグ中のＦｅＯが増
加する。また、攪拌力が１０ＫＷ／ｔ超になると、攪拌
力が強すぎてスプラッシュが多量に発生し、Ｆｅ分のロ
スが増加して好ましくない。 その基本となる原理は次の如くである。 一般に溶銑の脱りん反応は、次の３つの過程からなる。 溶銑中のりんの物質移動 スラグ−溶銑界面におけるりんの酸化反応 スラグ中のPO4 3-の物質移動 ここで上記の酸化反応は、(イ)スラグ−溶銑界面の酸
素ポテンシャルが高い程、また(ロ)スラグ塩基度が高い
程速かに進行する。一方未脱珪溶銑を脱りんするにあた
っては、スラグ塩基度は２程度と低いため、上記(イ)の
効果によって脱りんをおこなう。すなわちスラグのＴ−
Ｆｅを10％程度に確保することにより、スラグの脱りん
能を確保する。 一方、本発明においては、前述したように、溶銑の底吹
き攪拌力εを1.2〜１０ＫＷ／ｔに保てば、滓化した脱
りんフラックスの酸化鉄濃度が2.5〜５％となり、脱珪
と同時に脱りん反応が進行し、十分脱りんし得ることを
見出したものであり、これは攪拌力を増すことにより、
Ｔ−Ｆｅが低くてもりんの酸化源として要求される量の
ＦｅＯがスラグ−溶銑界面に十分に供給され、スラグ−
溶銑界面の酸素ポテンシャルが維持されていることによ
るものである。このことにより、後続する脱硫処理を、
脱りん後のスラグを排出しなくても、ＣａＯを主成分と
するまたは／およびＮａ２Ｏを主成分とする脱硫剤を、
少量溶銑中に吹込むことによって、効率的に脱硫できる
ようになった。 上記脱硫剤の吹込み手段としては、第２図に示したよう
に予備処理炉に設けた底吹き羽口から供給する方式、あ
るいは図示していながインジェクションランスを溶銑中
深く浸漬し供給する方式が適切である。 なお第１図(a)、(b)は、脱りん中の攪拌力の相違による
溶銑〜スラグ界面近傍の各成分の濃度変化を示す図面で
あり、(a)は従来法（弱攪拌）、(b)は本発明法（強攪
拌）を示すものである。 〔実施例〕 本発明の実施例を図面に基づいて説明する。 第２図は転炉装置の側断面図であり、先ず脱珪処理を施
していないSi-0.40％含有の155ｔの溶銑２と5.0ｔのス
クラップ３を転炉１に装入し、底吹き羽口４から0.07Nm
3/t/minのN2ガスとともにプロータンク５内のフラック
ス(CaCO3)を10kg/tの割合にて約７分間連続して溶銑２
中に吹き込んだ。この吹き込みにより、脱りん脱珪処理
中の攪拌エルネギーを＝7.2ＫＷ／ｔに保持した。こ
れは下記(3)式に示すCaCO3の分解によるCO2ガスの発生
を利用して攪拌エルネギーを確保した例である。 CaCO3→CaO+CO2……(3) また吹き込み開始と同時にホッパー６内のフラックス
（塊状のCaO-3.8kg/t，塊状のCaF2-1.7kg/t）および鉄
鉱石16.7kg/tを溶銑２に投入した。またフラックス吹き
込み開始と同時にランス７を介して酸素ガスジェットを
1.9Nm3/t/minの割合で７分間吹き付け、脱珪脱りん処理
をおこなった。引続き酸素ガスジェットを止め、ブロー
タンク８内の脱硫フラックス（Na2CO3-1.9kg/t,CaO-3.7
kg/t）を羽口４から0.03Nm3/t/minのN2ガスとともに約
５分間連続して溶銑２中に吹き込んだ。 第３図に溶銑成分の経時変化を示す。図に示すように吹
き始めの７分間においてりん濃度は0.095％から0.019に
低下している。また引き続きおこなった脱硫フラックス
吹き込みにより、硫黄濃度は0.020％から0.008％に低減
している。この間全精錬時間12分にて排滓をおこなわ
ず、かつ溶銑の移し替えなどもおこなうことなく、脱
珪，脱りん，脱硫処理が可能となった。表１に精錬時間
７分後（脱りん後）のスラグ成分を示す。ここで酸化鉄
濃度(FetO)は3.7％にとどまっており、このために脱硫
処理が効率よく進行するようになった。 第４図は溶銑成分の経時変化の比較例を示す。 比較例においては脱珪処理を施していないSi-0.34％含
有の157ｔの溶銑２と5.0ｔのスクラップ３を転炉１に装
入し、ブロータンク５より0.09Nm3/t/minのN2ガスとと
もに脱りんフラックスCaO-8.7kg/tを吹き込んだ。同時
にランス７より酸素ガスジェットを0.8Nm3/t/minの割合
で12分間吹き付けた。更に脱りんフラックス吹き込みと
同時にホッパー６内のフラックス（塊状のCaO-6.7kg/
t，塊状のCaF2-2.0kg/t）および鉄鉱石8.3kg/tを溶銑２
に投入した。脱りんフラックスとしてはCaOを用いたの
で反応によるCO2ガスの発生は無く、従って攪拌エルネ
ギーは＝0.7ＫＷ／ｔに留まった。表２に脱りん後の
スラグ成分を示すが、(FetO)＝FeO+Fe2O3は13.4％と高
く、引き続き脱硫フラックス(Na2CO3-2.2kg/t,CaO-4.4k
g/t)を吹き込んだが、硫黄濃度は0.025％から0.022％に
低下するに留まった。 〔発明の効果〕 以上説明したごとく本発明は、攪拌力を制御することに
よって脱りん後スラグの(FetO)の濃度を2.5〜５％に制
御し、引続きおこなう脱硫のフラックス原単位を低減す
ることが可能となった。また本方法は反応容器として転
炉，トピードカー，鍋等適時用いておこなうことができ
るので設備費を要せず、また熱損失も少なくなり、反応
の促進によって予備処理効率の向上を図り得る。
んフラックスと酸素源とを添加して脱珪・脱りん処理
し、排滓することなく脱硫処理する溶銑処理に際して、
まず、所定量の酸素ガスを溶銑に吹付けながら、底吹き
攪拌力：1.2〜１０ＫＷ／ｔを溶銑に与えることによ
り、ＦｅＯの生成、溶銑中珪素の酸化、脱りんフラック
スの滓化および溶銑中の酸化が殆ど同時に進行し、効率
的な脱珪・脱りん処理を達成できる。 また、所定量の酸素ガスを吹付けている溶銑を上記攪拌
力で強攪拌することにより、脱りん処理後のスラグに含
まれる酸化鉄濃度を2.5〜５％と極めて低い値に維持で
き、引き続いて効率的に脱硫をおこないうることを見出
したものである。 上記溶銑の攪拌力が1.2ＫＷ／ｔ未満では、酸素ガスの
供給に対して攪拌力が弱くなり、スラグ中のＦｅＯが増
加する。また、攪拌力が１０ＫＷ／ｔ超になると、攪拌
力が強すぎてスプラッシュが多量に発生し、Ｆｅ分のロ
スが増加して好ましくない。 その基本となる原理は次の如くである。 一般に溶銑の脱りん反応は、次の３つの過程からなる。 溶銑中のりんの物質移動 スラグ−溶銑界面におけるりんの酸化反応 スラグ中のPO4 3-の物質移動 ここで上記の酸化反応は、(イ)スラグ−溶銑界面の酸
素ポテンシャルが高い程、また(ロ)スラグ塩基度が高い
程速かに進行する。一方未脱珪溶銑を脱りんするにあた
っては、スラグ塩基度は２程度と低いため、上記(イ)の
効果によって脱りんをおこなう。すなわちスラグのＴ−
Ｆｅを10％程度に確保することにより、スラグの脱りん
能を確保する。 一方、本発明においては、前述したように、溶銑の底吹
き攪拌力εを1.2〜１０ＫＷ／ｔに保てば、滓化した脱
りんフラックスの酸化鉄濃度が2.5〜５％となり、脱珪
と同時に脱りん反応が進行し、十分脱りんし得ることを
見出したものであり、これは攪拌力を増すことにより、
Ｔ−Ｆｅが低くてもりんの酸化源として要求される量の
ＦｅＯがスラグ−溶銑界面に十分に供給され、スラグ−
溶銑界面の酸素ポテンシャルが維持されていることによ
るものである。このことにより、後続する脱硫処理を、
脱りん後のスラグを排出しなくても、ＣａＯを主成分と
するまたは／およびＮａ２Ｏを主成分とする脱硫剤を、
少量溶銑中に吹込むことによって、効率的に脱硫できる
ようになった。 上記脱硫剤の吹込み手段としては、第２図に示したよう
に予備処理炉に設けた底吹き羽口から供給する方式、あ
るいは図示していながインジェクションランスを溶銑中
深く浸漬し供給する方式が適切である。 なお第１図(a)、(b)は、脱りん中の攪拌力の相違による
溶銑〜スラグ界面近傍の各成分の濃度変化を示す図面で
あり、(a)は従来法（弱攪拌）、(b)は本発明法（強攪
拌）を示すものである。 〔実施例〕 本発明の実施例を図面に基づいて説明する。 第２図は転炉装置の側断面図であり、先ず脱珪処理を施
していないSi-0.40％含有の155ｔの溶銑２と5.0ｔのス
クラップ３を転炉１に装入し、底吹き羽口４から0.07Nm
3/t/minのN2ガスとともにプロータンク５内のフラック
ス(CaCO3)を10kg/tの割合にて約７分間連続して溶銑２
中に吹き込んだ。この吹き込みにより、脱りん脱珪処理
中の攪拌エルネギーを＝7.2ＫＷ／ｔに保持した。こ
れは下記(3)式に示すCaCO3の分解によるCO2ガスの発生
を利用して攪拌エルネギーを確保した例である。 CaCO3→CaO+CO2……(3) また吹き込み開始と同時にホッパー６内のフラックス
（塊状のCaO-3.8kg/t，塊状のCaF2-1.7kg/t）および鉄
鉱石16.7kg/tを溶銑２に投入した。またフラックス吹き
込み開始と同時にランス７を介して酸素ガスジェットを
1.9Nm3/t/minの割合で７分間吹き付け、脱珪脱りん処理
をおこなった。引続き酸素ガスジェットを止め、ブロー
タンク８内の脱硫フラックス（Na2CO3-1.9kg/t,CaO-3.7
kg/t）を羽口４から0.03Nm3/t/minのN2ガスとともに約
５分間連続して溶銑２中に吹き込んだ。 第３図に溶銑成分の経時変化を示す。図に示すように吹
き始めの７分間においてりん濃度は0.095％から0.019に
低下している。また引き続きおこなった脱硫フラックス
吹き込みにより、硫黄濃度は0.020％から0.008％に低減
している。この間全精錬時間12分にて排滓をおこなわ
ず、かつ溶銑の移し替えなどもおこなうことなく、脱
珪，脱りん，脱硫処理が可能となった。表１に精錬時間
７分後（脱りん後）のスラグ成分を示す。ここで酸化鉄
濃度(FetO)は3.7％にとどまっており、このために脱硫
処理が効率よく進行するようになった。 第４図は溶銑成分の経時変化の比較例を示す。 比較例においては脱珪処理を施していないSi-0.34％含
有の157ｔの溶銑２と5.0ｔのスクラップ３を転炉１に装
入し、ブロータンク５より0.09Nm3/t/minのN2ガスとと
もに脱りんフラックスCaO-8.7kg/tを吹き込んだ。同時
にランス７より酸素ガスジェットを0.8Nm3/t/minの割合
で12分間吹き付けた。更に脱りんフラックス吹き込みと
同時にホッパー６内のフラックス（塊状のCaO-6.7kg/
t，塊状のCaF2-2.0kg/t）および鉄鉱石8.3kg/tを溶銑２
に投入した。脱りんフラックスとしてはCaOを用いたの
で反応によるCO2ガスの発生は無く、従って攪拌エルネ
ギーは＝0.7ＫＷ／ｔに留まった。表２に脱りん後の
スラグ成分を示すが、(FetO)＝FeO+Fe2O3は13.4％と高
く、引き続き脱硫フラックス(Na2CO3-2.2kg/t,CaO-4.4k
g/t)を吹き込んだが、硫黄濃度は0.025％から0.022％に
低下するに留まった。 〔発明の効果〕 以上説明したごとく本発明は、攪拌力を制御することに
よって脱りん後スラグの(FetO)の濃度を2.5〜５％に制
御し、引続きおこなう脱硫のフラックス原単位を低減す
ることが可能となった。また本方法は反応容器として転
炉，トピードカー，鍋等適時用いておこなうことができ
るので設備費を要せず、また熱損失も少なくなり、反応
の促進によって予備処理効率の向上を図り得る。
第１図(a),(b)は攪拌力の相違による溶銑〜スラグ界面
近傍の各成分濃度の変化を模式的に示した図面、第２図
は転炉装置の一例の側断面図、第３図は実施例における
溶銑成分の経時変化を示すグラフ、第４図は比較例にお
ける経時変化を示すグラフである。 １…転炉、２…溶銑、３…スクラップ、４…底吹き羽
口、５，８…ブロータンク、６…ホッパー、７…ランス
近傍の各成分濃度の変化を模式的に示した図面、第２図
は転炉装置の一例の側断面図、第３図は実施例における
溶銑成分の経時変化を示すグラフ、第４図は比較例にお
ける経時変化を示すグラフである。 １…転炉、２…溶銑、３…スクラップ、４…底吹き羽
口、５，８…ブロータンク、６…ホッパー、７…ランス
───────────────────────────────────────────────────── フロントページの続き (72)発明者 占部 教之 愛知県東海市東海町５―３ 新日本製鐵株 式会社名古屋製鐵所内 (56)参考文献 特開 昭62−109911（ＪＰ，Ａ) 特開 昭62−109913（ＪＰ，Ａ)
Claims (1)
- 【請求項１】未脱珪処理溶銑にＣａＯを主成分とする脱
りんフラックスと酸素源とを添加して脱珪・脱りん処理
し、排滓することなく脱硫処理する溶銑処理に際して、
所定量の酸素ガスを溶銑に吹付けながら、下記（１）式
にて定義される底吹き攪拌力：1.2〜１０ＫＷ／ｔを
溶銑に与えて脱珪・脱りん処理を行い、酸素源の供給を
停止して処理後のスラグに含まれる酸化鉄濃度を2.5〜
５％とし、引き続き脱硫剤を溶銑中に吹込んで脱硫処理
を行うことを特徴とする溶銑の脱りん脱硫方法。 ここにＱｇ；吹き込みガス量（Ｎｌ／min）、 Ｔ；溶銑温度（゜K）、 Ｗｍ；溶銑重量（ｔ）、 Ｈｏ；吹き込み深さ（ｍ）、 Ｔｇ；吹き込み前のガス温度（゜K）
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2014489A JPH0660341B2 (ja) | 1989-01-30 | 1989-01-30 | 溶銑の脱りん脱硫方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2014489A JPH0660341B2 (ja) | 1989-01-30 | 1989-01-30 | 溶銑の脱りん脱硫方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPH02200715A JPH02200715A (ja) | 1990-08-09 |
| JPH0660341B2 true JPH0660341B2 (ja) | 1994-08-10 |
Family
ID=12018955
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP2014489A Expired - Lifetime JPH0660341B2 (ja) | 1989-01-30 | 1989-01-30 | 溶銑の脱りん脱硫方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPH0660341B2 (ja) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| KR100901758B1 (ko) * | 2002-12-24 | 2009-06-10 | 주식회사 포스코 | 슬래그 상부 산소분사를 통한 용강의 고속 탈황 방법 |
Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN109852762A (zh) * | 2019-04-01 | 2019-06-07 | 山东钢铁集团日照有限公司 | 一种复合型顶底复吹转炉底喷石灰石冶炼方法 |
| CN110760639B (zh) * | 2019-10-18 | 2021-09-28 | 甘肃酒钢集团宏兴钢铁股份有限公司 | 一种转炉底喷石灰石粉炼钢的系统及其方法 |
Family Cites Families (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS5816007A (ja) * | 1981-06-22 | 1983-01-29 | Kobe Steel Ltd | 溶銑の脱燐・脱硫方法 |
| JPS62109913A (ja) * | 1985-11-06 | 1987-05-21 | Kobe Steel Ltd | 溶銑の脱珪・脱燐方法 |
| JPS62109911A (ja) * | 1985-11-06 | 1987-05-21 | Kobe Steel Ltd | 溶銑の脱珪・脱燐方法 |
| JPH075953B2 (ja) * | 1987-04-17 | 1995-01-25 | 日新製鋼株式会社 | 改良された溶銑の脱燐法 |
-
1989
- 1989-01-30 JP JP2014489A patent/JPH0660341B2/ja not_active Expired - Lifetime
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| KR100901758B1 (ko) * | 2002-12-24 | 2009-06-10 | 주식회사 포스코 | 슬래그 상부 산소분사를 통한 용강의 고속 탈황 방법 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPH02200715A (ja) | 1990-08-09 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JP2018178260A (ja) | 転炉製鋼方法 | |
| JP2006274349A (ja) | 鋼の精錬方法 | |
| KR101430377B1 (ko) | 용선의 탈규 탈인 동일 처리 방법 | |
| JP2004190101A (ja) | 溶銑の予備処理方法 | |
| JP3332010B2 (ja) | 低燐溶銑の製造方法 | |
| JPH0660341B2 (ja) | 溶銑の脱りん脱硫方法 | |
| JPH11269524A (ja) | 溶銑予備処理方法 | |
| JP4369632B2 (ja) | 転炉型容器を用いたスラグ発生量の少ない溶銑の予備処理方法 | |
| JP4210011B2 (ja) | 転炉を用いた溶銑の脱燐方法 | |
| JP2001288507A (ja) | 低燐溶銑の製造方法 | |
| JP5286892B2 (ja) | 溶銑の脱りん精錬方法 | |
| JP2833736B2 (ja) | 溶銑の予備処理方法 | |
| JPS642644B2 (ja) | ||
| JPH0660339B2 (ja) | 溶銑の脱珪，脱りん方法 | |
| JP4211365B2 (ja) | 溶銑の予備処理方法 | |
| JP2011058046A (ja) | 溶銑の脱燐処理方法 | |
| JP3823595B2 (ja) | 溶銑精錬方法 | |
| JP3952846B2 (ja) | 低燐溶銑の製造方法 | |
| JP3697960B2 (ja) | 溶銑の予備処理方法 | |
| JPH0512405B2 (ja) | ||
| JPH0841516A (ja) | 予備精錬方法 | |
| JP3709141B2 (ja) | 溶銑予備処理におけるスロッピング抑制方法 | |
| JPS61104014A (ja) | 酸化精錬炉におけるＭｎ鉱石高効率還元法 | |
| JP2005325389A (ja) | 溶銑の精錬方法 | |
| JPH0660340B2 (ja) | 溶銑の脱珪，脱りん処理方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20080810 Year of fee payment: 14 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20090810 Year of fee payment: 15 |
|
| EXPY | Cancellation because of completion of term | ||
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20090810 Year of fee payment: 15 |