JPS6342686B2 - - Google Patents
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- JPS6342686B2 JPS6342686B2 JP59224145A JP22414584A JPS6342686B2 JP S6342686 B2 JPS6342686 B2 JP S6342686B2 JP 59224145 A JP59224145 A JP 59224145A JP 22414584 A JP22414584 A JP 22414584A JP S6342686 B2 JPS6342686 B2 JP S6342686B2
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Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C1/00—Refining of pig-iron; Cast iron
- C21C1/04—Removing impurities other than carbon, phosphorus or sulfur
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
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- C21C1/00—Refining of pig-iron; Cast iron
- C21C1/02—Dephosphorising or desulfurising
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- Organic Chemistry (AREA)
- Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
- Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
Description
産業上の利用分野
本発明は、酸化精錬炉において、溶銑を精錬す
るにあたつて、Mn鉱石を高効率で還元する方法
に関するものである。 従来の技術 銑鋼一貫メーカーでは、精錬方法が上吹き法か
ら複合精錬法に変更することに伴い底吹きによる
溶鋼強撹拌が利用され、炉内におけるMn鉱石の
還元率が向上したため、複合精錬炉においては、
Mn鉱石を５〜10Kg／Ｔ−鋼、炉内に添加して精
錬終了までに、溶鋼中にMnを0.25〜0.30％まで
還元しているのが現状である。 一方、溶銑の不純物であるSi、Ｐ、Ｓを溶銑段
階で除去する方法として、S54.10.15丸善(株)発行
鉄鋼便覧第２巻 439〜453頁に記載の各種の溶銑
予備処理方法がある。 発明が解決しようとする問題点 前記した現状のMn鉱石還元精錬方法において
は、一般的溶銑（Si％＝0.2〜0.6％）を使用して
実施すると以下の様な問題点があつた。 溶銑の不純物除去のため複合精錬炉内で発生
するスラグが70〜100Kg／Ｔ−鋼と多いため、
Mn鉱石の還元率が25〜45％と極めて低い。 又、前記した溶銑予備処理を、高炉・転炉間
の一般的溶銑運搬容器である混銑車で実施する
場合には、脱燐に最も有利な条件である溶銑Si
％を0.15％以下まで脱硅しようとすると、混銑
車内で脱硅処理中にスラグがフオーミングし
て、混銑車炉口からあふれ出すため、混銑車に
受銑する溶銑量は規定能力を大巾におとされば
ならない。 さらに受銑量が少ないため混銑車内での溶銑
の放散熱が増加する。脱硅処理後同一混銑車で
実施される脱硅滓の排滓及び脱燐硫処理に相当
な時間がかかり、混銑車からの放散熱量は、さ
らに倍加され、溶銑の含熱量が大巾に低下す
る。このため、複合精錬炉においてMn鉱石を
充分還元出来る熱的裕度がなくなり、実際には
精錬作業が不可能であつた。 又上記の様に、脱硅、脱燐硫反応を混銑車内
で実施する場合は混銑車が形状的に細長いもの
であるから、排滓が充分完全に実施出来ない。
特に脱燐硫処理時には、残つた残脱硅滓のた
め、脱燐硫を効率高く実施することは不可能で
あつた。即ち、溶銑予備処理した不純物（Si、
Ｐ、Ｓ）の少ない溶銑を使用する場合には、混
銑車受銑能力の大幅な低下、溶銑含熱量の大巾
な低下によるMn鉱石還元力不足、効率的脱燐
硫が実施出来ないと言う点から、Mn鉱石を経
済的にかつ効率高く、複合精錬炉で還元するこ
とは不可能であつた。 本発明は前述した各問題点を、新しい溶銑予備
処理方法と処理工程とを組み合わせることにより
解消すると共に、極めて還元効率の高い、工業的
規模での酸化精錬炉におけるMn鉱石還元法を達
成することを目的とするものである。 問題点を解決するための手段 本発明は上記の問題点を解決し、効率よく酸化
精錬炉においてMn鉱石を還元するため、 高炉・転炉間の溶銑運搬容器である混銑車内
にて、主たる脱硅剤として気体酸素及び固体酸
素を用い、溶銑中にインジエクシヨンし、溶銑
中のSi濃度が0.15％以下、溶銑温度が1400〜
1480℃になる様、気体酸素比率を10％〜50％の
範囲で調整する脱硅工程、 排滓後溶銑装入鍋内に、浸漬フリーボードを
装入し、脱燐硫剤である石灰、蛍石等、及び酸
化剤である気体酸素及び固体酸素を溶銑中にイ
ンジエクシヨンするに際し、気体酸素比率を10
％〜50％の範囲で調整し、処理後Ｐ、Ｓレベル
を成品規格値以内、処理後の溶銑温度を1300℃
以上に処理する脱燐工程、 上記処理後溶銑を精錬炉でMn鉱石を炉内に
添加しながらO2又はO2を含むガスを0.08Nm3／
TON・分以上底吹きし、脱炭、Mn還元精錬
を実施する工程、を順次行うものである。 即ち、複合精錬炉でMn鉱石を高還元率で還元
するための条件は、精錬で発生するスラグ量を
最小化すること、精錬炉内でMn鉱石を還元出
来る熱量を溶銑予備終了後において確保すること
であり、この条件を溶銑予備方法を改善すること
により、さらにそのプロセス工程を最適化するこ
とによつて、溶銑の含熱量の低下を極力防止し、
且つ極めて効率的に工業的規模で精錬炉内でMn
鉱石の還元を実施するものである。 作 用 以下、上記手段につきその作用と共に説明す
る。 (1) 脱硅工程 混銑車を運搬容器として使用する場合の脱硅
工程の技術上の課題は、混銑車内に規定容量の
溶銑を受銑し、放熱ロスを極力少くし、フオー
ミング、スロツピングをさせないで、脱燐工程
で最も有利な低Siレベル（0.15％以下）までい
かに安定して脱硅するかという点である。第１
図は、300トンの溶銑に、CaO粉：CaF2粉：
CaCl2粉：スケール粉＝4.5：1.0：0.5：4.0から
なる脱燐剤をインジエクシヨンした脱燐処理に
おける脱燐前Si値と脱燐効率との関係図で、脱
燐前Si％を低下させることにより、脱燐効率が
向上する度合を示している。 一般的脱硅法として高炉鋳床脱硅、固酸イン
ジエクシヨン脱硅、固酸又は気酸の上吹脱硅が
あるが、いずれの方法でも脱硅処理中、特にSi
＜0.20％レベルまでに脱硅して来ると、混銑車
で脱硅スラグがフオーミングし、混銑車炉口か
らあふれ出し、作業が出来なくなるという欠点
があつた（鋳床脱硅は安定してSi＜0.15％にな
らない）。 我々は、この脱燐処理に最も有利な低Siレベ
ルまで脱硅処理が進んだ時に発生するスラグの
フオーミング原因を研究したところ、 (1) スラグ温度によるスラグの流動性とCOガ
ス離脱性、 (2) 脱硅処理中に発生するCOガス（脱炭量）
量、 (3) スラグ中Ｔ・Fe％、 が主たる原因である事を見出した。 さらに、我々は脱硅処理を固酸（スケール、
鉄鉱石粉等）と気酸（酸素を含むガス体）を同
時にインジエクシヨンし、さらに気酸比率（気
酸中の気体酸素量（Kg）／固酸＋気酸中の全酸
素量（Kg））×100を10〜50％の範囲で調整しな
がら、処理後の温度を1400℃〜1480℃に制御す
る事によつて前述した(1)〜(3)の問題を全くスロ
ツピング、フオーミングの発生しない領域にコ
ントロールすることが可能であることを確認し
た。第２図に、600T混銑車に520Tの溶銑を装
入し、インジエクシヨン脱硅したときのフオー
ミング限界を示した。脱硅後Si値と処理スラグ
中Ｔ・Fe濃度との関係図で固酸のみの使用時
は処理後Si値が0.20％以下でフオーミング領域
に入ることを示している。 インジエクシヨン脱硅においても気酸比率が
10％より少では処理後温度が一般に1400℃より
低くなり、スラグ流動性が悪化し、COガス離
脱性が悪くなり、フオーミングを発生させる
し、一方脱燐工程で規定温度を確保するため、
脱燐工程での気酸比率が50％より超とすると、
工業的に成立たない。 又、気酸比50％超では、結果的に処理後温度
が1480℃超となり、脱炭反応が優先的に起り、
COガス発生が大となりフオーミングを起すし、
気酸比率が高すぎると、インジエクシヨンラン
スの耐火物溶損が大きく工業的に成立しないも
のとなる。第３図は２重管ランスにて内管O2
ガス、外管に鉄鉱粉をN2ガスで搬送した場合
の脱硅処理時ランス寿命（インジエクシヨン浸
漬全時間）と気酸比率との関係図である。 一方固酸のみをインジエクシヨンして、耐火
物溶損上問題となる気酸は上吹きする方法が考
えられるが、上吹き気酸の温度が高くなり、脱
炭反応が優先的に起こり、COガス発生大→フ
オーミング発生ばかりでなく、スラグ面で酸素
圧力が上昇するため、排ガス中にSOx濃度が高
くなる等の問題から、排ガス処理設備が莫大な
ものとなり、経済的でないという点から工業的
に成立たない。 (2) 脱Ｐ工程 脱Ｐ工程の技術上の課題は、脱硅処理後の溶
銑から脱硅スラグを除去した後、脱Ｐ処理を実
施し、成品規格レベル以下に低下させた状態
（精錬炉装入前）で、Mn鉱石を精錬炉で還元
する必要な熱的レベルである溶銑温度1300℃以
上をいかにして工業的に成立する方法で確保す
るかという点である。 我々は上記溶銑を転炉装入鍋に払い出し後、
その鍋内に浸漬フリーボード（第４図）を装入
し、フリーボード下溶銑内部に脱燐硫剤である
CaO、CaF2、CaCl2等に、固酸と気酸を気酸比
で10％〜50％の範囲で調整してインジエクシヨ
ンする事によつて、極めて有利に達成出来る事
を見出した。 脱燐硫処理の方法として、混銑車内で実施す
る方法があるが、脱燐硫処理後、混銑車を運搬
して溶銑鍋に払い出すことによつて生じる放散
熱分を補償しつつ、転炉装入前溶銑温度を1300
℃以上に保つためには、混銑車脱燐硫での気酸
比率は約90％以上となり、インジエクシヨンラ
ンス耐火物溶損上工業的に成立しない。又、極
めて高い温度で脱燐処理を実施する点から脱燐
効率が悪い。 別の方法として、浸漬フリーボードを使用し
ないで大きい溶銑鍋にてインジエクシヨン脱燐
硫をする方法も考えられるが、浸漬フリーボー
ドに比較して溶銑と接触する耐火物総量が約40
％以上増加し、その分放熱量が増大し、脱燐硫
時の気酸比率を約70％以上としないと、規定溶
銑温度が確保できずやはり工業的に成立しな
い。 尚、気酸比率を10％〜50％範囲に規制してい
る理由は、脱硅処理で、処理後温度を1400℃以
上に保持できれば、気酸比50％以下、即ち、イ
ンジエクシヨンランス耐火物上有利な所で、浸
漬フリーボードを使用する場合には脱燐硫処理
後反応温度を1300℃以上を維持出来ると言う点
と、さらに、脱燐硫剤であるCaO、CaF2、
CaCl2等と固酸と気酸を溶銑内にインジエクシ
ヨンする場合、気酸比率が10％〜30％程度の時
に最も脱燐効率が良くなる事を見出したからで
ある。第５図には脱燐時の気酸比率と脱燐効率
との関係を示した。 この範囲が最も脱燐効率が良くなる理由は定
かでないが、ノズル先端部でのカルシユームフ
エライト（CaO−FetＯ）生成状態が最も良好
となるものと想定している。 又、脱燐硫処理後のＰ、Ｓレベルについて
は、成品規格値以下まで低下させるのが最も複
合精錬炉での総合利益が増大する。第６図に脱
燐処理Ｐレベルと精錬炉Mn還元率との関係を
示した。 我々の開発した脱硅−脱燐硫工程上の特徴点
を整理すると、酸化精錬炉でのMn鉱石還元に
必要な熱的レベルを脱硅、脱燐工程における固
気酸併用インジエクシヨンによつて補償し、し
かも気酸使用による耐火物上の問題（気酸比50
％以上では急激に悪化する）を、脱硅工程、脱
燐工程にそれぞれの工程において、反応上最も
望ましい気酸量をほぼ均等に配分する事と、浸
漬フリーボード方式により、処理中放熱量を低
減することによつて、気酸比50％以下の作業を
可能にした点にある。 脱硅、脱燐硫インジエクシヨンランスのノズ
ルとしては、単孔、二重管等色々方式が考えら
れるが、我々の実験では二重管羽口で内管に気
酸、外管に脱硅剤又は脱燐硫剤をキヤリアーガ
スで流す方式が、最も気酸使用時の耐火物溶損
が少ない事を見出した。第７図に特殊インジエ
クシヨンランス構造の１例を示す。 (3) 複合精錬炉Mn鉱石還元工程 (1)工程、(2)工程を経由して来た溶銑は、基本
的には精錬炉でＰ、Ｓの除去のためのスラグは
必要でないので、炉内はスラグレス精錬となる
が、当然Mn鉱石に含まれる不純物等から発生
するスラグ成分をコントロールするため、少量
のCaO、ドロマイト等の塩基性添加物を使用す
る。 底吹き撹拌ガスは、O2ガス又はO2を含むガ
ス（O2にCO、CO2、Ar、Ｎ等の不活性ガスを
混合したガス又は空気等）を用い、その底吹量
は0.08Nm3／TON・分以上あればMn鉱石は70
〜75％精錬中に還元される。 尚、(3)工程で発生する精錬終了スラグは、ス
ラグ中にＰ、Ｓが極めて低く、MnO、CaO、
MgO、FeO等が主成分であるので、粉砕処理
後、脱硅工程、脱燐硫工程の固酸の一部として
使用出来、この様に(3)工程発生スラグを(1)、(2)
工程にリサイクルするケースでは、一貫Mn還
元率は80〜85％となりFe−Mn電気炉を上廻る
高還元率となる。 実施例 600トン混銑車にて表１に示す如く脱硅処理を
行ない、その溶銑を340トン溶銑鍋に受銑後、浸
漬フリーボードを装入して、脱燐硫処理を行な
い、複合精錬炉にてMn鉱石を還元したところ、
表１下段の如く極めて高いMn還元歩留を得た。 又、溶銑予備処理しない場合（比較例１）及び
固酸のみで溶銑予備処理する場合（比較例２）に
ついても表１に示した。比較例１では脱硫処理の
み行つたが、スラグレス吹錬できないのでMn歩
留は低い。比較例２ではスラグレス吹錬できるが
熱裕度が少ないので、Mn鉱石が大量に入らず
Mn歩留は高いが吹止Mnは低い。
るにあたつて、Mn鉱石を高効率で還元する方法
に関するものである。 従来の技術 銑鋼一貫メーカーでは、精錬方法が上吹き法か
ら複合精錬法に変更することに伴い底吹きによる
溶鋼強撹拌が利用され、炉内におけるMn鉱石の
還元率が向上したため、複合精錬炉においては、
Mn鉱石を５〜10Kg／Ｔ−鋼、炉内に添加して精
錬終了までに、溶鋼中にMnを0.25〜0.30％まで
還元しているのが現状である。 一方、溶銑の不純物であるSi、Ｐ、Ｓを溶銑段
階で除去する方法として、S54.10.15丸善(株)発行
鉄鋼便覧第２巻 439〜453頁に記載の各種の溶銑
予備処理方法がある。 発明が解決しようとする問題点 前記した現状のMn鉱石還元精錬方法において
は、一般的溶銑（Si％＝0.2〜0.6％）を使用して
実施すると以下の様な問題点があつた。 溶銑の不純物除去のため複合精錬炉内で発生
するスラグが70〜100Kg／Ｔ−鋼と多いため、
Mn鉱石の還元率が25〜45％と極めて低い。 又、前記した溶銑予備処理を、高炉・転炉間
の一般的溶銑運搬容器である混銑車で実施する
場合には、脱燐に最も有利な条件である溶銑Si
％を0.15％以下まで脱硅しようとすると、混銑
車内で脱硅処理中にスラグがフオーミングし
て、混銑車炉口からあふれ出すため、混銑車に
受銑する溶銑量は規定能力を大巾におとされば
ならない。 さらに受銑量が少ないため混銑車内での溶銑
の放散熱が増加する。脱硅処理後同一混銑車で
実施される脱硅滓の排滓及び脱燐硫処理に相当
な時間がかかり、混銑車からの放散熱量は、さ
らに倍加され、溶銑の含熱量が大巾に低下す
る。このため、複合精錬炉においてMn鉱石を
充分還元出来る熱的裕度がなくなり、実際には
精錬作業が不可能であつた。 又上記の様に、脱硅、脱燐硫反応を混銑車内
で実施する場合は混銑車が形状的に細長いもの
であるから、排滓が充分完全に実施出来ない。
特に脱燐硫処理時には、残つた残脱硅滓のた
め、脱燐硫を効率高く実施することは不可能で
あつた。即ち、溶銑予備処理した不純物（Si、
Ｐ、Ｓ）の少ない溶銑を使用する場合には、混
銑車受銑能力の大幅な低下、溶銑含熱量の大巾
な低下によるMn鉱石還元力不足、効率的脱燐
硫が実施出来ないと言う点から、Mn鉱石を経
済的にかつ効率高く、複合精錬炉で還元するこ
とは不可能であつた。 本発明は前述した各問題点を、新しい溶銑予備
処理方法と処理工程とを組み合わせることにより
解消すると共に、極めて還元効率の高い、工業的
規模での酸化精錬炉におけるMn鉱石還元法を達
成することを目的とするものである。 問題点を解決するための手段 本発明は上記の問題点を解決し、効率よく酸化
精錬炉においてMn鉱石を還元するため、 高炉・転炉間の溶銑運搬容器である混銑車内
にて、主たる脱硅剤として気体酸素及び固体酸
素を用い、溶銑中にインジエクシヨンし、溶銑
中のSi濃度が0.15％以下、溶銑温度が1400〜
1480℃になる様、気体酸素比率を10％〜50％の
範囲で調整する脱硅工程、 排滓後溶銑装入鍋内に、浸漬フリーボードを
装入し、脱燐硫剤である石灰、蛍石等、及び酸
化剤である気体酸素及び固体酸素を溶銑中にイ
ンジエクシヨンするに際し、気体酸素比率を10
％〜50％の範囲で調整し、処理後Ｐ、Ｓレベル
を成品規格値以内、処理後の溶銑温度を1300℃
以上に処理する脱燐工程、 上記処理後溶銑を精錬炉でMn鉱石を炉内に
添加しながらO2又はO2を含むガスを0.08Nm3／
TON・分以上底吹きし、脱炭、Mn還元精錬
を実施する工程、を順次行うものである。 即ち、複合精錬炉でMn鉱石を高還元率で還元
するための条件は、精錬で発生するスラグ量を
最小化すること、精錬炉内でMn鉱石を還元出
来る熱量を溶銑予備終了後において確保すること
であり、この条件を溶銑予備方法を改善すること
により、さらにそのプロセス工程を最適化するこ
とによつて、溶銑の含熱量の低下を極力防止し、
且つ極めて効率的に工業的規模で精錬炉内でMn
鉱石の還元を実施するものである。 作 用 以下、上記手段につきその作用と共に説明す
る。 (1) 脱硅工程 混銑車を運搬容器として使用する場合の脱硅
工程の技術上の課題は、混銑車内に規定容量の
溶銑を受銑し、放熱ロスを極力少くし、フオー
ミング、スロツピングをさせないで、脱燐工程
で最も有利な低Siレベル（0.15％以下）までい
かに安定して脱硅するかという点である。第１
図は、300トンの溶銑に、CaO粉：CaF2粉：
CaCl2粉：スケール粉＝4.5：1.0：0.5：4.0から
なる脱燐剤をインジエクシヨンした脱燐処理に
おける脱燐前Si値と脱燐効率との関係図で、脱
燐前Si％を低下させることにより、脱燐効率が
向上する度合を示している。 一般的脱硅法として高炉鋳床脱硅、固酸イン
ジエクシヨン脱硅、固酸又は気酸の上吹脱硅が
あるが、いずれの方法でも脱硅処理中、特にSi
＜0.20％レベルまでに脱硅して来ると、混銑車
で脱硅スラグがフオーミングし、混銑車炉口か
らあふれ出し、作業が出来なくなるという欠点
があつた（鋳床脱硅は安定してSi＜0.15％にな
らない）。 我々は、この脱燐処理に最も有利な低Siレベ
ルまで脱硅処理が進んだ時に発生するスラグの
フオーミング原因を研究したところ、 (1) スラグ温度によるスラグの流動性とCOガ
ス離脱性、 (2) 脱硅処理中に発生するCOガス（脱炭量）
量、 (3) スラグ中Ｔ・Fe％、 が主たる原因である事を見出した。 さらに、我々は脱硅処理を固酸（スケール、
鉄鉱石粉等）と気酸（酸素を含むガス体）を同
時にインジエクシヨンし、さらに気酸比率（気
酸中の気体酸素量（Kg）／固酸＋気酸中の全酸
素量（Kg））×100を10〜50％の範囲で調整しな
がら、処理後の温度を1400℃〜1480℃に制御す
る事によつて前述した(1)〜(3)の問題を全くスロ
ツピング、フオーミングの発生しない領域にコ
ントロールすることが可能であることを確認し
た。第２図に、600T混銑車に520Tの溶銑を装
入し、インジエクシヨン脱硅したときのフオー
ミング限界を示した。脱硅後Si値と処理スラグ
中Ｔ・Fe濃度との関係図で固酸のみの使用時
は処理後Si値が0.20％以下でフオーミング領域
に入ることを示している。 インジエクシヨン脱硅においても気酸比率が
10％より少では処理後温度が一般に1400℃より
低くなり、スラグ流動性が悪化し、COガス離
脱性が悪くなり、フオーミングを発生させる
し、一方脱燐工程で規定温度を確保するため、
脱燐工程での気酸比率が50％より超とすると、
工業的に成立たない。 又、気酸比50％超では、結果的に処理後温度
が1480℃超となり、脱炭反応が優先的に起り、
COガス発生が大となりフオーミングを起すし、
気酸比率が高すぎると、インジエクシヨンラン
スの耐火物溶損が大きく工業的に成立しないも
のとなる。第３図は２重管ランスにて内管O2
ガス、外管に鉄鉱粉をN2ガスで搬送した場合
の脱硅処理時ランス寿命（インジエクシヨン浸
漬全時間）と気酸比率との関係図である。 一方固酸のみをインジエクシヨンして、耐火
物溶損上問題となる気酸は上吹きする方法が考
えられるが、上吹き気酸の温度が高くなり、脱
炭反応が優先的に起こり、COガス発生大→フ
オーミング発生ばかりでなく、スラグ面で酸素
圧力が上昇するため、排ガス中にSOx濃度が高
くなる等の問題から、排ガス処理設備が莫大な
ものとなり、経済的でないという点から工業的
に成立たない。 (2) 脱Ｐ工程 脱Ｐ工程の技術上の課題は、脱硅処理後の溶
銑から脱硅スラグを除去した後、脱Ｐ処理を実
施し、成品規格レベル以下に低下させた状態
（精錬炉装入前）で、Mn鉱石を精錬炉で還元
する必要な熱的レベルである溶銑温度1300℃以
上をいかにして工業的に成立する方法で確保す
るかという点である。 我々は上記溶銑を転炉装入鍋に払い出し後、
その鍋内に浸漬フリーボード（第４図）を装入
し、フリーボード下溶銑内部に脱燐硫剤である
CaO、CaF2、CaCl2等に、固酸と気酸を気酸比
で10％〜50％の範囲で調整してインジエクシヨ
ンする事によつて、極めて有利に達成出来る事
を見出した。 脱燐硫処理の方法として、混銑車内で実施す
る方法があるが、脱燐硫処理後、混銑車を運搬
して溶銑鍋に払い出すことによつて生じる放散
熱分を補償しつつ、転炉装入前溶銑温度を1300
℃以上に保つためには、混銑車脱燐硫での気酸
比率は約90％以上となり、インジエクシヨンラ
ンス耐火物溶損上工業的に成立しない。又、極
めて高い温度で脱燐処理を実施する点から脱燐
効率が悪い。 別の方法として、浸漬フリーボードを使用し
ないで大きい溶銑鍋にてインジエクシヨン脱燐
硫をする方法も考えられるが、浸漬フリーボー
ドに比較して溶銑と接触する耐火物総量が約40
％以上増加し、その分放熱量が増大し、脱燐硫
時の気酸比率を約70％以上としないと、規定溶
銑温度が確保できずやはり工業的に成立しな
い。 尚、気酸比率を10％〜50％範囲に規制してい
る理由は、脱硅処理で、処理後温度を1400℃以
上に保持できれば、気酸比50％以下、即ち、イ
ンジエクシヨンランス耐火物上有利な所で、浸
漬フリーボードを使用する場合には脱燐硫処理
後反応温度を1300℃以上を維持出来ると言う点
と、さらに、脱燐硫剤であるCaO、CaF2、
CaCl2等と固酸と気酸を溶銑内にインジエクシ
ヨンする場合、気酸比率が10％〜30％程度の時
に最も脱燐効率が良くなる事を見出したからで
ある。第５図には脱燐時の気酸比率と脱燐効率
との関係を示した。 この範囲が最も脱燐効率が良くなる理由は定
かでないが、ノズル先端部でのカルシユームフ
エライト（CaO−FetＯ）生成状態が最も良好
となるものと想定している。 又、脱燐硫処理後のＰ、Ｓレベルについて
は、成品規格値以下まで低下させるのが最も複
合精錬炉での総合利益が増大する。第６図に脱
燐処理Ｐレベルと精錬炉Mn還元率との関係を
示した。 我々の開発した脱硅−脱燐硫工程上の特徴点
を整理すると、酸化精錬炉でのMn鉱石還元に
必要な熱的レベルを脱硅、脱燐工程における固
気酸併用インジエクシヨンによつて補償し、し
かも気酸使用による耐火物上の問題（気酸比50
％以上では急激に悪化する）を、脱硅工程、脱
燐工程にそれぞれの工程において、反応上最も
望ましい気酸量をほぼ均等に配分する事と、浸
漬フリーボード方式により、処理中放熱量を低
減することによつて、気酸比50％以下の作業を
可能にした点にある。 脱硅、脱燐硫インジエクシヨンランスのノズ
ルとしては、単孔、二重管等色々方式が考えら
れるが、我々の実験では二重管羽口で内管に気
酸、外管に脱硅剤又は脱燐硫剤をキヤリアーガ
スで流す方式が、最も気酸使用時の耐火物溶損
が少ない事を見出した。第７図に特殊インジエ
クシヨンランス構造の１例を示す。 (3) 複合精錬炉Mn鉱石還元工程 (1)工程、(2)工程を経由して来た溶銑は、基本
的には精錬炉でＰ、Ｓの除去のためのスラグは
必要でないので、炉内はスラグレス精錬となる
が、当然Mn鉱石に含まれる不純物等から発生
するスラグ成分をコントロールするため、少量
のCaO、ドロマイト等の塩基性添加物を使用す
る。 底吹き撹拌ガスは、O2ガス又はO2を含むガ
ス（O2にCO、CO2、Ar、Ｎ等の不活性ガスを
混合したガス又は空気等）を用い、その底吹量
は0.08Nm3／TON・分以上あればMn鉱石は70
〜75％精錬中に還元される。 尚、(3)工程で発生する精錬終了スラグは、ス
ラグ中にＰ、Ｓが極めて低く、MnO、CaO、
MgO、FeO等が主成分であるので、粉砕処理
後、脱硅工程、脱燐硫工程の固酸の一部として
使用出来、この様に(3)工程発生スラグを(1)、(2)
工程にリサイクルするケースでは、一貫Mn還
元率は80〜85％となりFe−Mn電気炉を上廻る
高還元率となる。 実施例 600トン混銑車にて表１に示す如く脱硅処理を
行ない、その溶銑を340トン溶銑鍋に受銑後、浸
漬フリーボードを装入して、脱燐硫処理を行な
い、複合精錬炉にてMn鉱石を還元したところ、
表１下段の如く極めて高いMn還元歩留を得た。 又、溶銑予備処理しない場合（比較例１）及び
固酸のみで溶銑予備処理する場合（比較例２）に
ついても表１に示した。比較例１では脱硫処理の
み行つたが、スラグレス吹錬できないのでMn歩
留は低い。比較例２ではスラグレス吹錬できるが
熱裕度が少ないので、Mn鉱石が大量に入らず
Mn歩留は高いが吹止Mnは低い。
【表】
【表】
発明の効果
本発明は、脱硅、脱燐両工程で、最適な気酸比
でもつて、固気酸併用インジエクシヨンを行な
い、耐火物溶損を押えながら、溶銑処理後の溶銑
温度を高く保つこと、並びに浸漬フリーボート方
式により、溶銑処理時間を極めて短縮できること
から、処理中熱放散量を低減でき、又耐火物原単
位も低減できるという方法の効果により、複合精
錬炉に入る直前の溶銑の顕熱（温度）並びに潜熱
（Ｃ濃度）を1300℃以上に保持しながら溶銑Ｐ、
Ｓレベルを複合精錬炉スラグレス脱炭が可能な成
品規格値以下にできるので、複合精錬炉におい
て、必要にして十分なマンガン鉱石投入量の確保
が可能になる。このため、複合精錬炉でのMn歩
留が上り、吹止Mn値が成品Mn値まで上り、そ
の結果、高価なFe−Mn合金鉄を大巾に節減で
き、且つ、耐火物使用量も低減でき、全プロセス
にわたつて大きな省資源、省エネルギー及びコス
ト低減が可能となる等発明がもたらす効果は極め
て大きい。
でもつて、固気酸併用インジエクシヨンを行な
い、耐火物溶損を押えながら、溶銑処理後の溶銑
温度を高く保つこと、並びに浸漬フリーボート方
式により、溶銑処理時間を極めて短縮できること
から、処理中熱放散量を低減でき、又耐火物原単
位も低減できるという方法の効果により、複合精
錬炉に入る直前の溶銑の顕熱（温度）並びに潜熱
（Ｃ濃度）を1300℃以上に保持しながら溶銑Ｐ、
Ｓレベルを複合精錬炉スラグレス脱炭が可能な成
品規格値以下にできるので、複合精錬炉におい
て、必要にして十分なマンガン鉱石投入量の確保
が可能になる。このため、複合精錬炉でのMn歩
留が上り、吹止Mn値が成品Mn値まで上り、そ
の結果、高価なFe−Mn合金鉄を大巾に節減で
き、且つ、耐火物使用量も低減でき、全プロセス
にわたつて大きな省資源、省エネルギー及びコス
ト低減が可能となる等発明がもたらす効果は極め
て大きい。
第１図は脱燐処理における脱燐前Si値と脱燐効
率との関係図、第２図は混銑車でのインジエクシ
ヨン脱硅時におけるフオーミング限界を示す図、
第３図はインジエクシヨンランス耐火物と気酸比
の関係図、第４図は浸漬フリーボードの概要立面
図、第５図は脱燐処理時の気酸比率と脱燐効率と
の関係図、第６図は脱燐処理後Ｐレベルと複合精
錬炉Mn還元率との関係図、第７図は特殊インジ
エクシヨンランス構造（２重管）の１例を示す図
でイは断面図、ロは側面図である。 １……脱硫燐剤の搬送ライン、２……インジエ
クシヨンランス、３……浸漬フリーボード、４…
…溶銑錫、５……溶銑、６……脱燐スラグ、７…
…内管、８……外管、９……耐火物製インジエク
シヨンランス、１０……気酸導入管、１１……脱
硅剤又は脱燐硫剤導入管。
率との関係図、第２図は混銑車でのインジエクシ
ヨン脱硅時におけるフオーミング限界を示す図、
第３図はインジエクシヨンランス耐火物と気酸比
の関係図、第４図は浸漬フリーボードの概要立面
図、第５図は脱燐処理時の気酸比率と脱燐効率と
の関係図、第６図は脱燐処理後Ｐレベルと複合精
錬炉Mn還元率との関係図、第７図は特殊インジ
エクシヨンランス構造（２重管）の１例を示す図
でイは断面図、ロは側面図である。 １……脱硫燐剤の搬送ライン、２……インジエ
クシヨンランス、３……浸漬フリーボード、４…
…溶銑錫、５……溶銑、６……脱燐スラグ、７…
…内管、８……外管、９……耐火物製インジエク
シヨンランス、１０……気酸導入管、１１……脱
硅剤又は脱燐硫剤導入管。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 １ 底吹き可能な酸化精錬炉を用いて炉内におい
てMn鉱石を還元するに際し、 高炉・転炉間の溶銑運搬容器である混銑車内
にて、主たる脱硅剤として気体酸素及び固体酸
素を同時に溶銑中にインジエクシヨンし、溶銑
Si含有量が0.15％以下、溶銑温度が1400℃〜
1480℃になるよう、気体酸素比率を10％〜50％
の範囲で調整する脱硅工程、及び 脱硅処理後の溶銑から脱硅スラグを排滓後、
溶銑装入鍋内に浸漬フリーボードを装入し、脱
燐硫剤、及び酸化剤である気体酸素及び固体酸
素を溶銑中にインジエクシヨンするに際し、気
体酸素比率を10％〜50％の範囲で調整し、処理
後Ｐ、Ｓレベルを成品規格値以下に低下させた
状態で、処理後の溶銑温度が1300℃以上になる
よう処理する脱燐工程、及び 上記脱硅及び脱燐処理後、溶銑を精錬炉で、
Mn鉱石を炉内に添加しながらO2又はO2を含む
ガスを0.08Nm3／TON・分以上の流量で底吹
きし、脱炭、Mn還元精錬を実施する工程、 を順次行うことを特徴とする酸化精錬炉における
Mn鉱石高効率還元法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP22414584A JPS61104014A (ja) | 1984-10-26 | 1984-10-26 | 酸化精錬炉におけるＭｎ鉱石高効率還元法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP22414584A JPS61104014A (ja) | 1984-10-26 | 1984-10-26 | 酸化精錬炉におけるＭｎ鉱石高効率還元法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS61104014A JPS61104014A (ja) | 1986-05-22 |
| JPS6342686B2 true JPS6342686B2 (ja) | 1988-08-25 |
Family
ID=16809246
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP22414584A Granted JPS61104014A (ja) | 1984-10-26 | 1984-10-26 | 酸化精錬炉におけるＭｎ鉱石高効率還元法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS61104014A (ja) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US11111020B2 (en) | 2016-10-07 | 2021-09-07 | The Boeing Company | Systems and methods for providing electrical signals to electrical devices within an interior cabin of a vehicle |
Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP1893931A2 (de) * | 2005-06-13 | 2008-03-05 | Karl Konzelmann Metallschmelzwerke GmbH & Co. Kg | Verfahren zum einstellen vorgegebener schmelzeeigenschaften in einem flüssigmetall, insbesondere flüssigaluminium, behandlungssystem, transportbehälter und transportfahrzeug für flüssigmetall |
| JP5423554B2 (ja) * | 2010-04-16 | 2014-02-19 | 新日鐵住金株式会社 | 溶銑の予備処理方法 |
Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS5839716A (ja) * | 1981-08-31 | 1983-03-08 | Sumitomo Metal Ind Ltd | 溶銑処理方法 |
-
1984
- 1984-10-26 JP JP22414584A patent/JPS61104014A/ja active Granted
Patent Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS5839716A (ja) * | 1981-08-31 | 1983-03-08 | Sumitomo Metal Ind Ltd | 溶銑処理方法 |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US11111020B2 (en) | 2016-10-07 | 2021-09-07 | The Boeing Company | Systems and methods for providing electrical signals to electrical devices within an interior cabin of a vehicle |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS61104014A (ja) | 1986-05-22 |
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