JPS62287011A - 溶融金属の精錬方法 - Google Patents
溶融金属の精錬方法Info
- Publication number
- JPS62287011A JPS62287011A JP12823686A JP12823686A JPS62287011A JP S62287011 A JPS62287011 A JP S62287011A JP 12823686 A JP12823686 A JP 12823686A JP 12823686 A JP12823686 A JP 12823686A JP S62287011 A JPS62287011 A JP S62287011A
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- refining
- molten steel
- molten metal
- ladle
- refining method
- 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.)
- Granted
Links
- 238000007670 refining Methods 0.000 title claims abstract description 55
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims abstract description 24
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 24
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 52
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 34
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims abstract description 29
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims abstract description 11
- 238000007654 immersion Methods 0.000 claims description 12
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims description 11
- 239000011261 inert gas Substances 0.000 claims description 4
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 abstract description 80
- 239000010959 steel Substances 0.000 abstract description 80
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 abstract description 12
- XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N Argon Chemical compound [Ar] XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 10
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 7
- 229910052786 argon Inorganic materials 0.000 abstract description 5
- 230000009467 reduction Effects 0.000 abstract description 3
- 238000005275 alloying Methods 0.000 abstract 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 35
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 35
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 35
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 12
- 238000005261 decarburization Methods 0.000 description 11
- 230000003628 erosive effect Effects 0.000 description 9
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 8
- 238000010992 reflux Methods 0.000 description 8
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 7
- 230000008569 process Effects 0.000 description 5
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 4
- 238000006477 desulfuration reaction Methods 0.000 description 4
- 230000023556 desulfurization Effects 0.000 description 4
- 230000000630 rising effect Effects 0.000 description 4
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 3
- 238000007872 degassing Methods 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- 230000009471 action Effects 0.000 description 2
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 2
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000005345 coagulation Methods 0.000 description 2
- 230000015271 coagulation Effects 0.000 description 2
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 2
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 2
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 2
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 2
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 2
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 2
- 229910000851 Alloy steel Inorganic materials 0.000 description 1
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N Dioxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 1
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 1
- 239000011449 brick Substances 0.000 description 1
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 description 1
- 238000009749 continuous casting Methods 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 229910001882 dioxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000007598 dipping method Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 238000007667 floating Methods 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 230000020169 heat generation Effects 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 230000005764 inhibitory process Effects 0.000 description 1
- 238000002347 injection Methods 0.000 description 1
- 239000007924 injection Substances 0.000 description 1
- 239000007769 metal material Substances 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000002093 peripheral effect Effects 0.000 description 1
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 1
- 238000007789 sealing Methods 0.000 description 1
- 238000010008 shearing Methods 0.000 description 1
- 238000005507 spraying Methods 0.000 description 1
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 1
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
Abstract
(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。
め要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
3、発明の詳細な説明
(産業上の利用分野)
本発明は、溶融金属の精錬方法に関し、特に取鍋内溶融
金属(以下、「溶鋼」の例で説明する)を真空精錬方法
と回転磁界発生装置との組合わせにより迅速に精錬する
方法に関しての提案である。
金属(以下、「溶鋼」の例で説明する)を真空精錬方法
と回転磁界発生装置との組合わせにより迅速に精錬する
方法に関しての提案である。
(従来の技術)
金属材料、特に鉄鋼材料などにおいては、C1N、Sの
含有量を低減すると、強度、靭性、加工性、溶接性、耐
食性などが向上することが知られており、そのためこれ
らの元素を精錬過程で減少させる努力がなされている。
含有量を低減すると、強度、靭性、加工性、溶接性、耐
食性などが向上することが知られており、そのためこれ
らの元素を精錬過程で減少させる努力がなされている。
このように鉄鋼材料の脱炭、脱窒等の精錬を工業的規模
で行う方法として、例えば減圧下にある取鍋内に保持し
た溶鋼の表面に酸素を吹付ける、いわゆるVOD法や1
111−OR法(日本鉄鋼協会績;鉄鋼便覧第3版第■
巻、P711〜P 717)が知られている。これらは
減圧下において、溶鋼に酸素を供給することにより、脱
炭反応によって生成するCOガス分圧を低下させ、Cの
酸化をCrやFeなどに対して優先して行わせると同時
に発生ずるCO気泡により、溶鋼中のNをも除去する技
術である。
で行う方法として、例えば減圧下にある取鍋内に保持し
た溶鋼の表面に酸素を吹付ける、いわゆるVOD法や1
111−OR法(日本鉄鋼協会績;鉄鋼便覧第3版第■
巻、P711〜P 717)が知られている。これらは
減圧下において、溶鋼に酸素を供給することにより、脱
炭反応によって生成するCOガス分圧を低下させ、Cの
酸化をCrやFeなどに対して優先して行わせると同時
に発生ずるCO気泡により、溶鋼中のNをも除去する技
術である。
従って、これら既知の方法では通常の転炉で到達し得な
い極低C,N含有量の高合金鋼を容易に溶製することが
できる。また脱硫精錬に関しては、VODやRHで真空
下の低い酸素ポテンシャルを利用して、溶鋼中に粉粒状
ないし塊状フラックスを添加し、計等の不活性ガス攪拌
によって精錬を行うことがなされている。
い極低C,N含有量の高合金鋼を容易に溶製することが
できる。また脱硫精錬に関しては、VODやRHで真空
下の低い酸素ポテンシャルを利用して、溶鋼中に粉粒状
ないし塊状フラックスを添加し、計等の不活性ガス攪拌
によって精錬を行うことがなされている。
なお、上記VOD法やRH−OR法などのフラックス′
精錬法の場合、精錬途中の温度低下が起るので、その熱
補償のためにAlなどの発熱性金属を添加すると同時に
酸素精錬を併用した精錬時の溶鋼の昇温を図るという従
来技術(例えば特公昭59−4485号)も提案されて
いる。
精錬法の場合、精錬途中の温度低下が起るので、その熱
補償のためにAlなどの発熱性金属を添加すると同時に
酸素精錬を併用した精錬時の溶鋼の昇温を図るという従
来技術(例えば特公昭59−4485号)も提案されて
いる。
ところで、上述した既知のVOD法やR11−OR法は
次のような解決を必要とする問題点を抱えていた。
次のような解決を必要とする問題点を抱えていた。
その第1点は、減圧下で精錬するので、発生するCOガ
スが膨張し、それにより大量のスプラッシュが発生する
ことである。このスプラッシュが取鍋外へ飛び出せば、
当然溶鋼の歩留りを低下させるのみならず、例えばVO
D法の場合真空タンク内に地金が付着し、操業トラブル
の原因となっていた。また、RH−OR法においても、
多量のスプラッシュが発生すれば、真空槽の上部にまで
地金が付着して、溶鋼の歩留りが低下するのみならず、
該真空槽予熱用に設置されている黒鉛電極へのスプラッ
シュの直撃による折損や真空排気口内へのスプラッシュ
の堆積による排気能力の低下などの障害を生じる。
スが膨張し、それにより大量のスプラッシュが発生する
ことである。このスプラッシュが取鍋外へ飛び出せば、
当然溶鋼の歩留りを低下させるのみならず、例えばVO
D法の場合真空タンク内に地金が付着し、操業トラブル
の原因となっていた。また、RH−OR法においても、
多量のスプラッシュが発生すれば、真空槽の上部にまで
地金が付着して、溶鋼の歩留りが低下するのみならず、
該真空槽予熱用に設置されている黒鉛電極へのスプラッ
シュの直撃による折損や真空排気口内へのスプラッシュ
の堆積による排気能力の低下などの障害を生じる。
そのために、−従来VOD法では、酸素吹精速度を転炉
の175以下程度に抑えてスプラッシュ発生量を低減す
ると共に取鍋のフリーボードを高くして、スプラッシュ
の飛出しを防止して操業を行っており、これらの方策が
精錬時間の延長をもたらして生産性を低下させると共に
、取鍋耐火物原単位を高める原因となっていた。また、
l1l−OR法でも、スプラッシュ低減のため、酸素吹
精速度は転炉の1720以下と前記VOD法よりもさら
に小さくする必要があり、精錬時間が長びきかつ耐火物
溶損量も大きいという同様の欠点があった。
の175以下程度に抑えてスプラッシュ発生量を低減す
ると共に取鍋のフリーボードを高くして、スプラッシュ
の飛出しを防止して操業を行っており、これらの方策が
精錬時間の延長をもたらして生産性を低下させると共に
、取鍋耐火物原単位を高める原因となっていた。また、
l1l−OR法でも、スプラッシュ低減のため、酸素吹
精速度は転炉の1720以下と前記VOD法よりもさら
に小さくする必要があり、精錬時間が長びきかつ耐火物
溶損量も大きいという同様の欠点があった。
第2の問題点はフラックスを添加し、不活性ガス撹拌を
行う精錬では、攪拌ガス流量がO;OS〜0.1Nm”
/min以上ではガスの吹抜けにより、溶鋼の攪拌効果
が頭打ちとなり、精錬反応効率の向上が望めないことで
もあり、そのためフラックスを多量に要したり、処理時
間が長くなり、耐火物溶損量も大きいという問題点があ
った。
行う精錬では、攪拌ガス流量がO;OS〜0.1Nm”
/min以上ではガスの吹抜けにより、溶鋼の攪拌効果
が頭打ちとなり、精錬反応効率の向上が望めないことで
もあり、そのためフラックスを多量に要したり、処理時
間が長くなり、耐火物溶損量も大きいという問題点があ
った。
第3の問題点は、発熱剤(主としてAp、SL)添加し
た場合、酸素吹精による昇熱処理時に八1□0゜やSi
ng等の介在物量が増大するために、これらの介在物を
溶鋼攪拌によって、無害な程度の含有量にまで低減しな
ければならない。従って、昇熱処理後に酸素吹精なしの
攪拌処理器を10〜15分必要とし、処理時間が長くな
り、耐火物溶損量も大きくなるという上記の場合と同じ
問題があった。
た場合、酸素吹精による昇熱処理時に八1□0゜やSi
ng等の介在物量が増大するために、これらの介在物を
溶鋼攪拌によって、無害な程度の含有量にまで低減しな
ければならない。従って、昇熱処理後に酸素吹精なしの
攪拌処理器を10〜15分必要とし、処理時間が長くな
り、耐火物溶損量も大きくなるという上記の場合と同じ
問題があった。
要するに本発明は、第1に、脱炭精錬期に観察される激
しいスプラッシュの発生を抑制して、従来よりも大流量
の酸化性ガスを供給できるようにし、短時間で精錬処理
を完了して、耐火物溶損量を低減すること、第2に、A
2などの発熱剤を添加する際に生成する^1203等の
介在物の凝集分離を促進して、介在物の分離に要する処
理時間を短縮し、併せて耐火物の溶損を低減することを
目的とする。
しいスプラッシュの発生を抑制して、従来よりも大流量
の酸化性ガスを供給できるようにし、短時間で精錬処理
を完了して、耐火物溶損量を低減すること、第2に、A
2などの発熱剤を添加する際に生成する^1203等の
介在物の凝集分離を促進して、介在物の分離に要する処
理時間を短縮し、併せて耐火物の溶損を低減することを
目的とする。
(問題点を解決するための手段)
−1−掲の目的に対して本発明は、取鍋内溶鋼を、その
まま減圧下に保持するか、減圧下にある容器へ移送する
途中もしくは該容器内への移送後に、それぞれの位置で
回転磁界発生装置を介して水平方向に回転流動させると
共にその流動する溶融金属中に精錬剤を供給することを
特徴とする溶融金属の精錬方法を堤案じ、」二記の課題
を克服することとした。
まま減圧下に保持するか、減圧下にある容器へ移送する
途中もしくは該容器内への移送後に、それぞれの位置で
回転磁界発生装置を介して水平方向に回転流動させると
共にその流動する溶融金属中に精錬剤を供給することを
特徴とする溶融金属の精錬方法を堤案じ、」二記の課題
を克服することとした。
なお、溶融金属に対して水平回転力を付加するために回
転磁界発生装置を取付ける位置としてVODの場合であ
れば真空タンク内に設置した取鍋自体、あるいは011
式、R11式真空精錬装置の場合であれば真空槽や該真
空槽に通じる浸漬管:すなわち、還流管に特定する。
転磁界発生装置を取付ける位置としてVODの場合であ
れば真空タンク内に設置した取鍋自体、あるいは011
式、R11式真空精錬装置の場合であれば真空槽や該真
空槽に通じる浸漬管:すなわち、還流管に特定する。
」−記溶融金属中に供給する精錬剤としては、脱炭のた
めの酸化性ガスの他バブリング用不活性ガス、さらには
脱P剤や脱S剤を用いる。
めの酸化性ガスの他バブリング用不活性ガス、さらには
脱P剤や脱S剤を用いる。
」二記精錬剤供給の方法としては、上吹ランスを介して
浴面に吹付けたり、取鍋底や−)二記浸漬管に設けた羽
目(吹込み管)を通して吹込む手段がある。
浴面に吹付けたり、取鍋底や−)二記浸漬管に設けた羽
目(吹込み管)を通して吹込む手段がある。
(作 用)
次に本発明法をvanに適用した例をまず第1図にもと
づいて示す。すなわち、真空タンク1内に保持した取鍋
4内溶鋼3に、俄禍4外に配設した回転磁界発生装置2
を介して回転力を附加しつつ、取鍋内溶鋼3の」三方よ
り上吹ランス5より酸化性ガスを吹付けて精錬を行う。
づいて示す。すなわち、真空タンク1内に保持した取鍋
4内溶鋼3に、俄禍4外に配設した回転磁界発生装置2
を介して回転力を附加しつつ、取鍋内溶鋼3の」三方よ
り上吹ランス5より酸化性ガスを吹付けて精錬を行う。
また、この方法において合金材投入シュート6より溶鋼
3中にAβ等の発熱剤を添加すると共にランス5からは
酸化性ガスを吹付けて昇熱を図ってもよい。
3中にAβ等の発熱剤を添加すると共にランス5からは
酸化性ガスを吹付けて昇熱を図ってもよい。
なお、上記真空タンク1に代えて取鍋4に直接密閉蓋を
設置して該取鍋4内のみを減圧し、回転磁界発生装置2
を常圧下に配置して実施しても良い。また、;m常のv
ODのように底吹き羽口11よりアルゴンを底吹きして
も良い。
設置して該取鍋4内のみを減圧し、回転磁界発生装置2
を常圧下に配置して実施しても良い。また、;m常のv
ODのように底吹き羽口11よりアルゴンを底吹きして
も良い。
次に、本発明法についてのR11−OR法への適用例を
第2図に示す。取鍋4に収容した?′4鋼3を、浸漬管
8,8′を通して、内部を減圧した真空槽7内に吸い上
げた状態で、一方の浸漬管8′内にアルゴンを吹込んで
エアリフトポンプの原理にて、浸漬管8′内の溶鋼を上
昇ゼしめることにより、真空槽7内に貯留している溶鋼
3に対し、該真空槽7の外周に設置した回転磁界発生装
置2により回転力を耐与しつつ、2重管構造のガス吹込
み管(羽目)10の外管よりアルゴン、内管より酸化性
ガスを吹込んで精錬を行う方法である。この場合、必要
に応じ合金材投入シュート6から/1等の発熱剤を添加
すると共に、上記ガス吹込み管10の外管よりアルゴン
、内管より酸化性ガスを溶鋼3中に吹込んで昇熱を図る
。
第2図に示す。取鍋4に収容した?′4鋼3を、浸漬管
8,8′を通して、内部を減圧した真空槽7内に吸い上
げた状態で、一方の浸漬管8′内にアルゴンを吹込んで
エアリフトポンプの原理にて、浸漬管8′内の溶鋼を上
昇ゼしめることにより、真空槽7内に貯留している溶鋼
3に対し、該真空槽7の外周に設置した回転磁界発生装
置2により回転力を耐与しつつ、2重管構造のガス吹込
み管(羽目)10の外管よりアルゴン、内管より酸化性
ガスを吹込んで精錬を行う方法である。この場合、必要
に応じ合金材投入シュート6から/1等の発熱剤を添加
すると共に、上記ガス吹込み管10の外管よりアルゴン
、内管より酸化性ガスを溶鋼3中に吹込んで昇熱を図る
。
要するに、本発明方法の場合、真空装置の浸漬管8,8
′等に吸込まれたガスやフラックスが、水平方向に回転
流動する溶鋼3のために剪断作用を受けて微細化すると
共に鋼中に広く分散し、その結果溶鋼3と微細化したガ
ス気泡、発熱材、粉体(フラックス)との界面(接触面
積)が増大することから好ましい結果が得られるのであ
る。
′等に吸込まれたガスやフラックスが、水平方向に回転
流動する溶鋼3のために剪断作用を受けて微細化すると
共に鋼中に広く分散し、その結果溶鋼3と微細化したガ
ス気泡、発熱材、粉体(フラックス)との界面(接触面
積)が増大することから好ましい結果が得られるのであ
る。
第3図は、本発明法の他の実施例であるR11吸」二式
真空精錬装置を示すものである。この装置は、真空槽7
およびその底部に設けた一]二昇側浸漬管8と下降側浸
漬管8′とからなる浸漬管8.8′のうち、上昇側浸漬
管8の外周部に2極3相電流により回転磁界を発生する
磁界発生装置(電磁攪拌装置)2を配置し、管内溶@3
に水平回転流を生起させるようにする。その結果、溶鋼
流は水平方向に旋回する作用を受け、浸漬管8に接続し
たガス吹込み管10から吹込まれるガスおよび/または
フラックス粉が微細化、分散する。この作用は上記磁界
発生装置2の作用によるが、その取付は位置が浸漬管8
のときはその管内溶鋼3が、又真空槽7外周部に取付け
れば槽内溶tA3が水平方向に回転流動することになる
。
真空精錬装置を示すものである。この装置は、真空槽7
およびその底部に設けた一]二昇側浸漬管8と下降側浸
漬管8′とからなる浸漬管8.8′のうち、上昇側浸漬
管8の外周部に2極3相電流により回転磁界を発生する
磁界発生装置(電磁攪拌装置)2を配置し、管内溶@3
に水平回転流を生起させるようにする。その結果、溶鋼
流は水平方向に旋回する作用を受け、浸漬管8に接続し
たガス吹込み管10から吹込まれるガスおよび/または
フラックス粉が微細化、分散する。この作用は上記磁界
発生装置2の作用によるが、その取付は位置が浸漬管8
のときはその管内溶鋼3が、又真空槽7外周部に取付け
れば槽内溶tA3が水平方向に回転流動することになる
。
なお、本発明の方法の実施に上り脱炭精神中のメタルス
プラッシュが軽減される理由は、脱炭によって生成する
CO気泡が、溶鋼の回転攪拌によって微細化され、さら
に遠心分鋪機の原理により、これら気泡が、浮」−中に
回転中心に凝集し、その最も凹みの深い(容器壁から遠
い)位置にて気相へ抜は出ること、また、その際に発生
するスプラッシュが回転の接線方向に向って生じ、これ
が回転によってせり上がっている周辺部溶鋼3の表面に
落下するためと考えられる。
プラッシュが軽減される理由は、脱炭によって生成する
CO気泡が、溶鋼の回転攪拌によって微細化され、さら
に遠心分鋪機の原理により、これら気泡が、浮」−中に
回転中心に凝集し、その最も凹みの深い(容器壁から遠
い)位置にて気相へ抜は出ること、また、その際に発生
するスプラッシュが回転の接線方向に向って生じ、これ
が回転によってせり上がっている周辺部溶鋼3の表面に
落下するためと考えられる。
また、本発明方法により、A1等の発熱剤と酸化性ガス
の供給を行った際に、介在物の凝集分離が促進される理
由は、発熱剤が酸素と反応して生成したAlff103
やSing等の介在物が、溶鋼の回転運動により遠心分
離機の原理により回転中心に凝集すると共に、回転中心
が凹んで介在物の浮上すべき距離が短かいために、酸化
性ガスの供給中においても既に、介在物の分離がなされ
、かつ、酸化性ガスの供給停止後は速かに凝集と浮上分
離がなされるためと考えられる。
の供給を行った際に、介在物の凝集分離が促進される理
由は、発熱剤が酸素と反応して生成したAlff103
やSing等の介在物が、溶鋼の回転運動により遠心分
離機の原理により回転中心に凝集すると共に、回転中心
が凹んで介在物の浮上すべき距離が短かいために、酸化
性ガスの供給中においても既に、介在物の分離がなされ
、かつ、酸化性ガスの供給停止後は速かに凝集と浮上分
離がなされるためと考えられる。
(実施例)
男用11廻−
直径1m、深さ1.2mの取鍋に0.8χC−26χC
rのステンレス粗溶鋼5.0トンを収容し、第1図に示
す構成の精錬装置にて、圧力5〜10トールの下で、粗
溶鋼の回転数50rpm 、酸素流量4.0 Nm’/
m1n(通常のVODの2倍の流星)の条件で酸素吹精
し、C91度0.0088%まで脱炭精錬した。表1に
その結果を示す。このときに要した精錬時間は94分で
あり、溶鋼の歩留りは99.1%であった。また取鍋耐
火物の溶損量は12kgであった。(耐火物マグクロ質
れんが)の溶損量は、スラブ中のMg1tff:変度化
より推定した。
rのステンレス粗溶鋼5.0トンを収容し、第1図に示
す構成の精錬装置にて、圧力5〜10トールの下で、粗
溶鋼の回転数50rpm 、酸素流量4.0 Nm’/
m1n(通常のVODの2倍の流星)の条件で酸素吹精
し、C91度0.0088%まで脱炭精錬した。表1に
その結果を示す。このときに要した精錬時間は94分で
あり、溶鋼の歩留りは99.1%であった。また取鍋耐
火物の溶損量は12kgであった。(耐火物マグクロ質
れんが)の溶損量は、スラブ中のMg1tff:変度化
より推定した。
プ」ul−圀
酸素流量を実施例1の1.5倍の6.0 Nm3/m1
n(通常のVODの2倍の流量)で底吹きArガス流量
200 Nl/minで他は実施例1と同じ条件で5.
1 トンの溶鋼をC濃度0.0082%まで脱炭精錬
した。表1にその結果を示す。このときに要した精錬時
間は62分であり、溶鋼の歩留りは98.8%であった
。
n(通常のVODの2倍の流量)で底吹きArガス流量
200 Nl/minで他は実施例1と同じ条件で5.
1 トンの溶鋼をC濃度0.0082%まで脱炭精錬
した。表1にその結果を示す。このときに要した精錬時
間は62分であり、溶鋼の歩留りは98.8%であった
。
また取鍋耐火物の溶損量は7kgであった。
几111 1
酸素流量2.0 Nm’/+nin (通常のvOD相
当)5.1トンの溶鋼に、回転磁界を与えずに、他は実
施例1゜2と同じ条件で048度0.0105%まで脱
炭精錬した。
当)5.1トンの溶鋼に、回転磁界を与えずに、他は実
施例1゜2と同じ条件で048度0.0105%まで脱
炭精錬した。
表2にその結果を示す。このときに要した精錬時間は1
87分で実施例1の2倍かかり、耐火物溶損量は26k
gと実施例1の2倍強であった。溶鋼歩留りは98.9
%と実施例1と同程度であった。
87分で実施例1の2倍かかり、耐火物溶損量は26k
gと実施例1の2倍強であった。溶鋼歩留りは98.9
%と実施例1と同程度であった。
北上11−4
酸素流量4.0 Nm3/min (通常のν00の2
倍の流量)溶鋼に回転磁界を与えずに、5.1トンの溶
鋼を、他は実施例1.2と同じ条件でC濃度0.009
6%まで脱炭精錬した。このときに要した精錬時間は8
3分と実施例1より短かく耐火物溶損量も10kgと実
施例1より少なかったが、溶鋼歩留りが77.6%と著
しく低かった。精錬処理後の真空タンク内および蓋には
多量の地金が付着していた。
倍の流量)溶鋼に回転磁界を与えずに、5.1トンの溶
鋼を、他は実施例1.2と同じ条件でC濃度0.009
6%まで脱炭精錬した。このときに要した精錬時間は8
3分と実施例1より短かく耐火物溶損量も10kgと実
施例1より少なかったが、溶鋼歩留りが77.6%と著
しく低かった。精錬処理後の真空タンク内および蓋には
多量の地金が付着していた。
犬施−例−−別
実施例1に用いたと同じ装置および取鍋にて、1552
°Cの溶鋼5.2トンを、圧力0.5トール下で、回転
数5Orpmで回転させつつ、A12kgを添加すると
共に」−吹ランスから酸素を3.5 Nl/m1nの流
量で2分間吹精した。酸素吹精後溶鋼温度は1613°
C,溶鋼中の全酸素濃度は18 Ppm、 A R?農
度は0、(161%であった。
°Cの溶鋼5.2トンを、圧力0.5トール下で、回転
数5Orpmで回転させつつ、A12kgを添加すると
共に」−吹ランスから酸素を3.5 Nl/m1nの流
量で2分間吹精した。酸素吹精後溶鋼温度は1613°
C,溶鋼中の全酸素濃度は18 Ppm、 A R?農
度は0、(161%であった。
比例−走
実施例3と同じ装置で、1548℃の溶鋼5.1 h
ンを、圧力0.5トール下で、取鍋の底からArガス2
00 Nl/min吹込みつつ、A l 12kgを添
加すると共に、上吹きランスからは酸素を3.5 N
m3/min流量で2分間吹精した。
ンを、圧力0.5トール下で、取鍋の底からArガス2
00 Nl/min吹込みつつ、A l 12kgを添
加すると共に、上吹きランスからは酸素を3.5 N
m3/min流量で2分間吹精した。
酸素吹精後溶鋼温度は1616°Cで、溶鋼中の全酸素
濃度は113ppm、 A j! tR度は0.056
%であった。
濃度は113ppm、 A j! tR度は0.056
%であった。
その後−55分間、酸素吹精をすることなしに底吹き羽
目Arガス攪拌処理(Ar流量200 Nl/m1n)
を行った。この結果、溶鋼中の全酸素濃度は2211p
m 、 A 1 ’/’74度は0.032%であった
。また、この間に溶鋼温度は1581℃にまで低下した
。
目Arガス攪拌処理(Ar流量200 Nl/m1n)
を行った。この結果、溶鋼中の全酸素濃度は2211p
m 、 A 1 ’/’74度は0.032%であった
。また、この間に溶鋼温度は1581℃にまで低下した
。
ηlリーよ
0.72XC−18,0ICr熔鋼107 +=ンを、
第2図に示した構成のR11式脱ガス装置を用いて真空
槽内で回転させつつ、その真空槽内に設けたガス吹込み
管より酸素吹精し、脱炭精錬した。環流用のArガス8
00旧/min %酸素流量30 Nm3/min (
通常のR11−OR法の約3倍以上)、槽内真空度0.
5 1−−ル、槽内の溶鋼の回転速度40rpmの条件
で、22分脱炭精錬し、0.011χC−18,02χ
Cr溶鋼を得た。このときの溶鋼歩留は99.2%であ
った。
第2図に示した構成のR11式脱ガス装置を用いて真空
槽内で回転させつつ、その真空槽内に設けたガス吹込み
管より酸素吹精し、脱炭精錬した。環流用のArガス8
00旧/min %酸素流量30 Nm3/min (
通常のR11−OR法の約3倍以上)、槽内真空度0.
5 1−−ル、槽内の溶鋼の回転速度40rpmの条件
で、22分脱炭精錬し、0.011χC−18,02χ
Cr溶鋼を得た。このときの溶鋼歩留は99.2%であ
った。
比較例 4
実施例4と同じ第2図に示す装置にて、0.73+χG
−18,21χCr溶鋼100トンを槽内での溶鋼の回
転なしに酸素吹精して脱炭精錬した。環流用のArガス
800 Nl/min 、酸素流量3ONm”/min
(i)I]常の1711−OR法の約3侑以上)、槽
内真空度0.5 1−−ルで21分脱炭精錬した。その
結果、0.008IC−17,92χCr組成の溶鋼が
得られたが、真空槽−L部および真空排気孔内へのスプ
ラッシュ付着量が著しく大きく、溶鋼歩留りは79.8
%と低かった。また、真空槽上部に設けである槽予熱用
の黒鉛電極がスプラッシュの衝突により折損するトラブ
ルが生じた。
−18,21χCr溶鋼100トンを槽内での溶鋼の回
転なしに酸素吹精して脱炭精錬した。環流用のArガス
800 Nl/min 、酸素流量3ONm”/min
(i)I]常の1711−OR法の約3侑以上)、槽
内真空度0.5 1−−ルで21分脱炭精錬した。その
結果、0.008IC−17,92χCr組成の溶鋼が
得られたが、真空槽−L部および真空排気孔内へのスプ
ラッシュ付着量が著しく大きく、溶鋼歩留りは79.8
%と低かった。また、真空槽上部に設けである槽予熱用
の黒鉛電極がスプラッシュの衝突により折損するトラブ
ルが生じた。
」′シー転倒」
比較例4と同じ装置にて、0.76χC−18,11χ
Crt?鋼101トンを真空槽内での溶鋼攪拌なしに酸
素吹精して脱炭精錬した。環流用のArガス800 N
l/min、酸素流量10 Nm3/min (通常の
R11−OR法の最大値)、槽内真空度0.5トールで
Cf8度0.010%まで脱炭精錬した。脱炭に要した
時間は65分であり、本発明実施例4の3倍もの長時間
を要した。溶鋼歩留りは98.8%と実施例4とほぼ同
等であった。
Crt?鋼101トンを真空槽内での溶鋼攪拌なしに酸
素吹精して脱炭精錬した。環流用のArガス800 N
l/min、酸素流量10 Nm3/min (通常の
R11−OR法の最大値)、槽内真空度0.5トールで
Cf8度0.010%まで脱炭精錬した。脱炭に要した
時間は65分であり、本発明実施例4の3倍もの長時間
を要した。溶鋼歩留りは98.8%と実施例4とほぼ同
等であった。
失旌炎−上
実施例4と同じ第2図に示す装置にて、1542℃の溶
f!AlO2トンを槽内で4Orpmの回転数で回転し
、環流ガス800 Nl/minで環流させつつA#2
00kg添加し、酸素流量10 Nm”/minで12
分酸素吹精し昇熱させた。昇熱後の溶鋼温度は1605
℃で、溶鋼中の全酸素計はllppm 、 A 7+?
a度は0.032%であった。
f!AlO2トンを槽内で4Orpmの回転数で回転し
、環流ガス800 Nl/minで環流させつつA#2
00kg添加し、酸素流量10 Nm”/minで12
分酸素吹精し昇熱させた。昇熱後の溶鋼温度は1605
℃で、溶鋼中の全酸素計はllppm 、 A 7+?
a度は0.032%であった。
北較華−1−
比較例5と同じ装置にて、1548℃の溶鋼101 1
−ンを槽内で溶鋼を回転させずに、環流ガス流量800
Nl/minで環流しつつ、Apを200 kg添加
し、酸素流量10 Nm37m1nで12分酸素吹精し
て昇熱させた。昇熱後の溶鋼温度は1602℃で溶鋼中
の全酸素は160 ppm 、 A Il濃度は0.0
54%であった。その後、10分間酸素吹精なしに環流
処理を行った。その結果、溶鋼中の全酸素濃度は、17
ppm 、 A 1濃度は0.032%であった。また
、この間に溶鋼温度は1583℃まで低下した。
−ンを槽内で溶鋼を回転させずに、環流ガス流量800
Nl/minで環流しつつ、Apを200 kg添加
し、酸素流量10 Nm37m1nで12分酸素吹精し
て昇熱させた。昇熱後の溶鋼温度は1602℃で溶鋼中
の全酸素は160 ppm 、 A Il濃度は0.0
54%であった。その後、10分間酸素吹精なしに環流
処理を行った。その結果、溶鋼中の全酸素濃度は、17
ppm 、 A 1濃度は0.032%であった。また
、この間に溶鋼温度は1583℃まで低下した。
」1例」
第3図に示す250F・ンR1!脱ガス装置の上昇側浸
漬管の外側に電磁攪拌装置を取付け、その周囲を防熱板
で囲ったUOE材用のX70の溶鋼を、環流ガスとして
Arガスを1500 Nl/ mtn吹込み、真空度:
O,X )−ルで20分間の処理を行った。このとき
電磁攪拌を併用したものと併用しなかったものの脱ガス
効果を比較した。その結果を表3に示す。
漬管の外側に電磁攪拌装置を取付け、その周囲を防熱板
で囲ったUOE材用のX70の溶鋼を、環流ガスとして
Arガスを1500 Nl/ mtn吹込み、真空度:
O,X )−ルで20分間の処理を行った。このとき
電磁攪拌を併用したものと併用しなかったものの脱ガス
効果を比較した。その結果を表3に示す。
いずれも処理開始時のN =50ppm 、 I(−
4,0ppmのヒートで比較した。
4,0ppmのヒートで比較した。
表3
男At91 7
実施例6に記述したと同じ第3図に示す装置を使い、同
じ条件で極低炭A7!キルド溶綱を、環流ガスとしてA
rを200 Nl/min吹込むことにより、真空度:
1〜5トールの15分のリムド処理を行った。この時に
電磁攪拌を併用したものと併用しなかったものの脱炭効
果を比較した。その結果を表4に示す。いずれも処理開
始時のC=300 ppmのし一トで比較した。
じ条件で極低炭A7!キルド溶綱を、環流ガスとしてA
rを200 Nl/min吹込むことにより、真空度:
1〜5トールの15分のリムド処理を行った。この時に
電磁攪拌を併用したものと併用しなかったものの脱炭効
果を比較した。その結果を表4に示す。いずれも処理開
始時のC=300 ppmのし一トで比較した。
表4
12ミコmeす」
実施例6に記述したと同じ第3図に示す装置、条件で、
50キロ級厚板材用の溶鋼に一ヒ昇側浸漬管に脱硫フラ
ックス(組成:25χC!1F2−75″ACaO)を
150 kg/分の速度で10分間吹込み、その際の電
磁攪拌併用の有無で脱硫効果を比較した。その結果を表
5に示す。いずれもフラックス精錬み前のS値を70p
pmのし一トで比較した。なおこのときの真空度は0.
11−ルであった。
50キロ級厚板材用の溶鋼に一ヒ昇側浸漬管に脱硫フラ
ックス(組成:25χC!1F2−75″ACaO)を
150 kg/分の速度で10分間吹込み、その際の電
磁攪拌併用の有無で脱硫効果を比較した。その結果を表
5に示す。いずれもフラックス精錬み前のS値を70p
pmのし一トで比較した。なおこのときの真空度は0.
11−ルであった。
表5
(発明の効果)
以上説明したように本発明によれば、減圧下に保持した
溶鋼に酸素ガスを供給しして精錬昇熱する際に、スプラ
ッシュの発生による溶鋼歩留りの低下や、操業の阻害を
招くことな〈従来の3倍の高速度で脱炭精錬することが
可能となった。またANを添加して昇熱するに当っても
、昇熱終了時に既に極低酸素濃度まで脱酸されているの
で、付加的な脱酸処理を要しない。またフラックス精錬
による脱硫も短時間で極めて低いS値が得られ、処理時
間の短縮が可能である。
溶鋼に酸素ガスを供給しして精錬昇熱する際に、スプラ
ッシュの発生による溶鋼歩留りの低下や、操業の阻害を
招くことな〈従来の3倍の高速度で脱炭精錬することが
可能となった。またANを添加して昇熱するに当っても
、昇熱終了時に既に極低酸素濃度まで脱酸されているの
で、付加的な脱酸処理を要しない。またフラックス精錬
による脱硫も短時間で極めて低いS値が得られ、処理時
間の短縮が可能である。
また、上述したように反応効率の向上に伴い、処理時間
の大幅な短縮が実現でき、その分溶鋼過熱度を小さく抑
え得るのでエネルギー、耐火物寿命の面で有効であり、
使用する精錬助剤の歩留りが向上し、連鋳の稼動率を上
昇させることができる。
の大幅な短縮が実現でき、その分溶鋼過熱度を小さく抑
え得るのでエネルギー、耐火物寿命の面で有効であり、
使用する精錬助剤の歩留りが向上し、連鋳の稼動率を上
昇させることができる。
第1図は、本発明による精錬方法をVODに適用した例
を示す図、 第2図は、本発明精錬方法をRH−OB法の真空槽で適
用した例を示す図、 第3図は、本発明精錬方法をR11−OB法の浸漬管で
適用した例を示す図である。
を示す図、 第2図は、本発明精錬方法をRH−OB法の真空槽で適
用した例を示す図、 第3図は、本発明精錬方法をR11−OB法の浸漬管で
適用した例を示す図である。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 1、取鍋内溶融金属を、そのまま減圧下に保持するか、
減圧下にある容器へ移送する途中もしくは該容器内への
移送後に、それぞれの位置で回転磁界発生装置を介して
水平方向に回転流動させると共にその流動する溶融金属
中に精錬剤を供給することを特徴とする溶融金属の精錬
方法。 2、溶融金属に対して水平回転力を付加する位置が、真
空タンク内取鍋中であることを特徴とする特許請求の範
囲第1項記載の精錬方法。 3、溶融金属に対して水平回転力を付加する位置が、真
空槽内であることを特徴とする特許請求の範囲第1項記
載の精錬方法。 4、溶融金属に対して水平回転力を付加する位置が、真
空槽へ通じる浸漬管であることを特徴とする特許請求の
範囲第1項記載の精錬方法。 5、溶融金属に供給する精錬剤が、酸化性ガスであるこ
とを特徴とする特許請求の範囲第1項記載の精錬方法。 6、溶融金属に供給する精錬剤が、粉粒状フラックスで
あることを特徴とする特許請求の範囲第1項記載の精錬
方法。 7、溶融金属に供給する精錬剤が、不活性ガスであるこ
とを特徴とする特許請求の範囲第1項記載の精錬方法。 8、精錬剤の供給手段として、上吹ランスを用いること
を特徴とする特許請求の範囲第1項または第5項のいず
れかに記載の精錬方法。 9、精錬剤の供給手段として、浴面下に設けた吹込み管
を用いることを特徴とする特許請求の範囲第1、6また
7項のいずれかに記載の精錬方法。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP61128236A JP2538879B2 (ja) | 1986-06-04 | 1986-06-04 | 溶融金属の精錬方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP61128236A JP2538879B2 (ja) | 1986-06-04 | 1986-06-04 | 溶融金属の精錬方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JPS62287011A true JPS62287011A (ja) | 1987-12-12 |
JP2538879B2 JP2538879B2 (ja) | 1996-10-02 |
Family
ID=14979857
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP61128236A Expired - Lifetime JP2538879B2 (ja) | 1986-06-04 | 1986-06-04 | 溶融金属の精錬方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JP2538879B2 (ja) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS6421011A (en) * | 1987-07-17 | 1989-01-24 | Kawasaki Steel Co | Method for reducing inclusion in molten steel |
Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS5887234A (ja) * | 1981-11-19 | 1983-05-25 | Nippon Kokan Kk <Nkk> | 真空溶解精錬法 |
JPS58218362A (ja) * | 1982-04-16 | 1983-12-19 | アルベツト・ソシエテ・アノニム | 溶融金属の冶金処理装置 |
JPS5920727A (ja) * | 1982-07-27 | 1984-02-02 | Nissan Motor Co Ltd | エンジンマウント |
JPS59104422A (ja) * | 1982-12-06 | 1984-06-16 | Nippon Steel Corp | 溶鋼の脱炭精錬法 |
JPS59193226A (ja) * | 1983-04-19 | 1984-11-01 | Nippon Kokan Kk <Nkk> | 真空誘導溶解炉における溶融金属の脱窒方法 |
JPS6293358U (ja) * | 1985-11-29 | 1987-06-15 |
-
1986
- 1986-06-04 JP JP61128236A patent/JP2538879B2/ja not_active Expired - Lifetime
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS5887234A (ja) * | 1981-11-19 | 1983-05-25 | Nippon Kokan Kk <Nkk> | 真空溶解精錬法 |
JPS58218362A (ja) * | 1982-04-16 | 1983-12-19 | アルベツト・ソシエテ・アノニム | 溶融金属の冶金処理装置 |
JPS5920727A (ja) * | 1982-07-27 | 1984-02-02 | Nissan Motor Co Ltd | エンジンマウント |
JPS59104422A (ja) * | 1982-12-06 | 1984-06-16 | Nippon Steel Corp | 溶鋼の脱炭精錬法 |
JPS59193226A (ja) * | 1983-04-19 | 1984-11-01 | Nippon Kokan Kk <Nkk> | 真空誘導溶解炉における溶融金属の脱窒方法 |
JPS6293358U (ja) * | 1985-11-29 | 1987-06-15 |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS6421011A (en) * | 1987-07-17 | 1989-01-24 | Kawasaki Steel Co | Method for reducing inclusion in molten steel |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
JP2538879B2 (ja) | 1996-10-02 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
JP4195106B2 (ja) | 合金鋼の製造方法および合金鋼の製造プラント | |
PL184546B1 (pl) | Sposób i urządzenie wytopowe do wytwarzania stali o wysokiej zawartości Cr i lub żelazostopów | |
JPS62287011A (ja) | 溶融金属の精錬方法 | |
US3672869A (en) | Continuous metallurgical process | |
JP2573876B2 (ja) | Rh真空脱ガス方法及びその装置 | |
JPH05239534A (ja) | 無方向性電磁鋼板材の溶製方法 | |
JP3843589B2 (ja) | 高窒素ステンレス鋼の溶製方法 | |
JP2767674B2 (ja) | 高純度ステンレス鋼の精錬方法 | |
JPH0377251B2 (ja) | ||
JP2847774B2 (ja) | 溶融金属の精錬方法 | |
JPH11140530A (ja) | 極低窒素ステンレス鋼の製造方法 | |
JP3300014B2 (ja) | 真空脱ガス処理による溶鋼の精錬方法 | |
JPH06212241A (ja) | 大径浸漬管による溶鋼の真空精錬法 | |
JP2724030B2 (ja) | 極低炭素鋼の溶製方法 | |
JP3550039B2 (ja) | 溶鋼の減圧下粉体脱硫方法および減圧下粉体脱硫用反応容器 | |
JP3371559B2 (ja) | 溶鋼の加熱精錬方法 | |
JPH0488113A (ja) | 溶鋼の精錬方法 | |
JPH0361725B2 (ja) | ||
JP2000297317A (ja) | 低Al極低硫鋼の製造方法 | |
JPS61270321A (ja) | 液体中に気体を吹込む方法 | |
JPH03153816A (ja) | 高清浄度鋼の溶製方法 | |
Davis | General Introduction to Carbon and Alloy Steels | |
JPH0625731A (ja) | 溶鋼の脱酸方法 | |
JPH06158142A (ja) | 高クロム鋼の真空脱炭精錬装置 | |
JPH0448027A (ja) | 溶鋼の減圧・真空精錬方法およびその装置 |