WO2008068835A1 - 極低硫高清浄鋼の溶製方法 - Google Patents

極低硫高清浄鋼の溶製方法 Download PDF

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molten steel
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steel
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Yoshihiko Higuchi
Mitsuhiro Numata
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Sumitomo Metal Industries, Ltd.
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    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B9/00General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
    • C22B9/10General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals with refining or fluxing agents; Use of materials therefor, e.g. slagging or scorifying agents

Definitions

  • the present invention relates to a method for melting ultra-low sulfur high clean steel.
  • [0002] Extremely low-sulfur steel with an S concentration in molten steel (hereinafter referred to as [S]) of lOppm or less is produced by the following procedure.
  • the molten iron with an [S] of about 300 ppm discharged from the blast furnace is desulfurized to about 20 ppm by the injection desulfurization method or the KR desulfurization method using mechanical stirring.
  • this hot metal is directly decarburized and blown in a converter.
  • the molten steel in the converter is taken out into the ladle.
  • the molten steel in the ladle is desulfurized.
  • the hot metal dephosphorization is usually performed before or after hot metal desulfurization.
  • a laxative has been formulated and used.
  • Patent Document 1 JP-A-10-212514
  • An object of the present invention is that the necessary combing force using CaF does not increase the steel temperature of the converter.
  • the present invention includes a step 1 of adding CaO-based flux to molten steel in a ladle under atmospheric pressure, a lance force immersed in the molten steel in a ladle under atmospheric pressure, and blowing a stirring gas into the ladle in the ladle and CaO.
  • the steel flux is agitated and an acidic gas is supplied to the molten steel in the ladle, and the acidic product generated by the reaction between the acidic gas and the molten steel in the ladle is mixed with the CaO flux.
  • the electrode is characterized in that the ratio (tZt) to the stirring time t after the gas supply is stopped is 0.6 or more.
  • This is a method for producing low-sulfur high-clean steel.
  • ultra-low sulfur high clean steel refers to, for example, steel having [S] of 10 ppm or less and T. [O] of 40 ppm or less.
  • Step 4 it is desirable to further perform Step 4 after Step 3 to remove inclusions in the molten steel using an RH vacuum degassing apparatus.
  • the acidic gas is oxygen gas or a mixed gas of oxygen gas and inert gas.
  • the oxidizing gas is supplied by being sprayed onto the surface of the molten steel or slag through the top blowing lance, and the top blowing lance has a water-cooled structure. Desirable to have.
  • step 2 and step 3 it is desirable to provide a cover on the top of the ladle and connect this cover to the dust device. That's right.
  • an ultra-low sulfur highly clean steel having [S] of lOppm or less and T. [O] of 40ppm or less is used as a molten steel in a ladle.
  • FIG. 1 is a graph showing the relationship between the ratio (tZt) and the desulfurization rate (%).
  • FIG. 2 is a graph showing the relationship between the ratio (tZt) and T. [O] (ppm) after step 3 is completed.
  • Fig. 3 shows the number N of inclusions with a size of 100 m or more, which was obtained by counting the molten steel samples that completed Step 3 with an optical microscope, and the melting during the RH reflux treatment in Step 4.
  • NZN the number of inclusions
  • Step 1 to Step 4 described below are performed in order. Therefore, these steps 1 to 4 will be described.
  • step 1 CaO flux is added to the molten steel in the ladle under atmospheric pressure.
  • step 1 the molten steel is blown to the molten steel in the steel being tapped from the converter to the ladle or on top of the molten steel in the ladle that has been tapped from the converter.
  • CaO flux system has a high melting point, This is because the already added CaO-based flux is rapidly fed by the high-temperature region generated by the supply of the acidic gas in the subsequent step 2. Even if the CaO-based flux is added after the supply of the acidic gas is stopped, the high-temperature region does not exist after the supply of the acidic gas is stopped. It cannot be promoted by the high temperature region.
  • the CaO flux includes quick lime or Al O, MgO, etc. mainly composed of quick lime.
  • the composition of the molten steel in the ladle according to the present embodiment is C: 0.03% to 0.2% (in the present specification, “%” means “mass%” unless otherwise specified), Si : 0.001% or more 1. 0% or less, Mn: 0.05% or more and 2.5% or less, P: 0.005% or more and 0.05% or less, S: 15ppm or more and 60ppm or less, sol.A1: 0.005% or more and 2.0% or less, T. [O]: 50ppm or more and lOOppm or less, and the temperature is about 1600 ° C or more and 1700 ° C or less.
  • CaO-based flux can be obtained by injecting powder into molten steel in the ladle via a lance, spraying powder onto the surface of the molten steel in the ladle, placing it on the molten steel in the ladle, In addition, it may be added by adding CaO-based flux into the ladle at the time of steelmaking.
  • An arrow blade-type slag outflow prevention tool (hereinafter referred to as “dart” in the present specification) disclosed by Japanese Patent Application Laid-Open No. 2005-113192 is introduced and arranged to form a vortex at the top of the exit steel hole.
  • (c) slag outflow of converter power is detected electrically, optically or mechanically, and the outflow of steel is stopped in accordance with the slag outflow timing. desirable.
  • step 1 not only step 1 but also steps 2 to 4 described below are performed under atmospheric pressure. This is because when the processes 1 to 4 are performed under reduced pressure, both the equipment cost and the running cost increase. (Process 2)
  • Step 2 the molten steel in the ladle and the CaO flux are stirred by blowing the immersed lance force stirring gas into the molten steel in the ladle at atmospheric pressure to which the CaO flux has been added after Step 1.
  • Step 2 an acidic gas is supplied to the molten steel in the ladle, and the oxide produced by the reaction between the acidic gas and the molten steel in the ladle is mixed with the CaO-based flux.
  • the reason for supplying the oxidizing gas to the molten steel in the ladle in step 2 is that the oxidation of the molten steel in the ladle is heated or the temperature is lowered by using the oxidation exothermic reaction caused by the reaction with the components of the molten steel in the ladle. This is to suppress it. Therefore, the supplied acidic gas is a gas that generates heat by reacting with the components of the molten steel in the ladle. For example, pure oxygen, carbon dioxide, and a mixed gas of these with an inert gas such as argon gas. Etc. can be used.
  • the mixed gas may be premixed on the upstream side of the gas blowing nozzle, or may be mixed on the outlet side of the nozzle having a double tube structure.
  • the CaO-based flux can be heated by the acidic gas by flowing an acidic gas through the inner tube and an inert gas through the outer tube. It is only necessary to protect the nozzle itself by just crawling.
  • the acidic gas is injected into the molten steel in the ladle, or the acidic gas from the lance or nozzle force disposed above the molten steel in the ladle. It can be supplied by spraying.
  • the heat generated by the reaction between the oxidative gas and the molten steel in the ladle is first transferred to the molten steel in the ladle and then indirectly transferred to the CaO flux.
  • the oxidizing gas reacts with the molten steel in the ladle, the CaO-based flux existing on the molten steel in the ladle can easily pass through that point. is there.
  • the CaO-based flats can be directly heated using the high-temperature region present at this fire point to promote wiping. Therefore, it is desirable to supply the acidic gas by spraying the lance or nozzle force molten steel placed above the molten steel in the ladle.
  • step 2 when desulfurizing the molten steel by adding CaO-based flux to the molten steel in the ladle under atmospheric pressure, it is preferably placed above the molten steel in the ladle.
  • the oxidant gas such as lance or nozzle, is sprayed on the molten steel in the ladle, and the oxidizing gas reacts with the molten steel in the ladle.
  • the supply time t of the acidic gas in step 2 is about 3 minutes to 18 minutes.
  • the supply rate of the acidic gas in step 2 is 75 NLZmin or more and 240 NLZmin or less per ton of molten steel in the ladle in terms of pure oxygen. If the supply rate of the oxidizing gas is less than 75 NLZmin, the acid delivery rate is too low, the heating of the CaO-based flux becomes insufficient, the desulfurization ability decreases, and the temperature rise time becomes long. May decrease. From the same point of view, the supply rate of the acidic gas is more than lOONLZmin.
  • step 2 if the supply rate of the acidic gas in step 2 exceeds 240 NLZmin, the oxygen potential of the slag that can sufficiently heat the CaO-based flux becomes too high, and the subsequent step 3 There is a possibility that the desulfurization will be adversely affected and the life of the refractories in the lance and ladle may be reduced.
  • Molten steel surface strength of the molten steel in the ladle The distance to the tip of the lance or nozzle is preferably about 0.1 lm or more and 5 m or less. If this distance is less than 0.1 lm, the spitting of the molten steel becomes intense and the life of the lance or nozzle is reduced. On the other hand, if the distance exceeds 5 m, the oxygen-containing gas jet does not reach the surface of the molten steel in the ladle, and the oxygen efficiency is significantly reduced. There is a risk.
  • step 2 by supplying the acidic gas to the molten steel in the ladle in this way, the hatching of the CaO-based flux is promoted by utilizing the high temperature region existing at the fire point. Furthermore, in step 2, the stirring gas from the lancer immersed in the molten steel in the ladle is blown to stir the molten steel in the ladle and the CaO-based flux. The acid oxide produced by the reaction with the CaO-based flux is mixed.
  • Acid oxides produced by the reaction between the acid gas and the molten steel in the ladle are Al 2 O, FeO, Mn
  • FeO and MnO both increase the oxygen potential of the slag and are thermodynamically disadvantageous for desulfurization of molten steel.
  • the flow rate of the stirring gas in Step 2 is desirably 3.5 NLZmin or more and 20 NLZmin or less per ton of molten steel in the ladle. If the stirring gas injection flow rate is less than 3.5 NL / min, the stirring force is insufficient, the oxygen potential of the slag increases at the end of step 2, and the oxygen potential of the slag in step 3 is insufficiently reduced. There is a risk of becoming. On the other hand, if the flow rate of the stirring gas exceeds 20 NLZmin, the occurrence of splash becomes extremely large, which may reduce productivity.
  • step 3 the supply of the acidic gas from the top blowing lance force is stopped, and the stirring by blowing the stirring gas from the lance force immersed in the molten steel in the ladle under atmospheric pressure is continued. This will desulfurize the molten steel in the ladle and remove inclusions.
  • the ratio (tZt) between the stirring time t by blowing the stirring gas after stopping the supply of the acidic gas and the acidic gas supply time t in the step 2 (tZt) is set to 0.6 or more, and the oxidation is performed. After stopping the supply of sex gas In addition, by continuously stirring the molten steel in the ladle, it is possible to produce ultra-low sulfur high clean steel. The reason for this will be explained.
  • step 2 in order to prevent the oxygen potential of the slag from being increased during the supply of the acidic gas! It is conceivable to supply an acidic gas while blowing an extremely large amount of stirring gas into the ladle in the ladle under atmospheric pressure.
  • the stirring of the molten steel in the ladle and the slag is carried out by an acidic solution. It is divided into the supply period of the oxidizing gas (process 2) and the subsequent non-supply period of the oxidizing gas (process 3). In other words, even after the supply of the acidic gas from the top blowing lance is stopped, the stirring gas is continuously blown from the lance power immersed in the molten steel in the ladle.
  • step 2 by allowing the oxygen potential of the slag to be increased by the oxide generated by the reaction between the acidic gas and the molten steel in the ladle, the CaF
  • step 2 it is possible to promote the CaO flux that needs to be added.
  • the desulfurization efficiency in step 2 is reduced to some extent to allow an increase in the oxygen potential of the slag.
  • the slag having an increased oxygen potential is agitated with the molten steel in the ladle even after the supply of the oxidizing gas is stopped in the step 3 performed after the step 2, the slag The desulfurization efficiency can be increased by lowering the oxygen potential. This makes it possible, for example, to desulfurize molten steel in the ladle to an extremely low sulfur region where [S] is 10 ppm or less.
  • step 3 along with this desulfurization, the oxide inclusions generated by supplying the acidic gas in step 2 are simultaneously separated.
  • the stirring time t in step 3 is determined so that Zt) is 0.6 or more.
  • the ratio (tZt) is 0 If it is less than 6, the oxygen potential of the slag that has risen due to the supply of the acidic gas in step 2 cannot be sufficiently reduced in step 3, so that the desulfurization rate is sufficiently increased and the inclusion concentration index T It is impossible to suppress [O] sufficiently.
  • FIG. 2 shows the results of the relationship between (tZt) and T. [0] (ppm) after Step 3.
  • the ratio (tZt) is 0.8 or more.
  • step 3 The reason why the gas agitation performed in step 3 is performed by introducing the agitation gas from the lancer immersed in the molten steel in the ladle is that the agitation gas is introduced from the porous plug cauldron installed at the bottom of the ladle. This is because a sufficient flow rate cannot be secured, and the reducing power of FeO and MnO in process 3 becomes insufficient, making it impossible to produce an extremely low sulfur steel.
  • the flow rate of the stirring gas in Step 3 is preferably 3.5 NLZmin or more and 20 NL Zmin or less per ton of molten steel. 3. If it is less than 5 NLZmin, the stirring force is insufficient, and the reduction of slag oxygen potential in process 3 may be insufficient. On the other hand, if it exceeds 20 NLZmin, the occurrence of splash may become extremely large, resulting in a decrease in productivity.
  • step 3 the longer the stirring time t by blowing the stirring gas after the supply of the acidic gas is stopped, the longer the desulfurization proceeds and the inclusion concentration decreases.
  • Process 3 If the time is too short, the oxygen potential of the slag will not be sufficiently lowered and it will not be possible to desulfurize to the extremely low sulfur region, and it will also be difficult to remove the inclusions produced in step 2.
  • the stirring time t depends on the supply time of the acidic gas, but it is desirable that the stirring time is, for example, about 1.8 minutes to 20 minutes.
  • an ultra-low sulfur highly clean steel having [S] of lOppm or less and T. [O] of 40ppm or less, such as C: 0.3% 0.2% or less, Si: 0.001% or more, 0.05% or less, Mn: 0.05% or more, 2.5% or less, P: 0.005% or more, 0.0 5% or less, S: 10ppm
  • an ultra-low sulfur high clean steel having a steel composition of sol. A1: 0.005% or more and 2.0% or less and T.
  • 40 ppm or less can be produced.
  • the temperature at the end of the process is about 1580 ° C to 1630 ° C.
  • a cover is provided on the upper portion of the ladle and this cover is connected to the dust collector (hereinafter, the cover connected to the dust collector is referred to as "dust collector cover"). ⁇ ) is desirable.
  • the CaO flux does not need to be added to the molten steel in the ladle.
  • Step 4 is additionally performed following Step 3 in the case of producing an ultra-low sulfur high-purity steel having a higher purity than that obtained in Step 3.
  • step 3 described above slag may be entangled in the molten steel during stirring of the molten slag steel, and slag inclusions may remain. Therefore, in order to reduce the residual amount of such slag inclusions and achieve higher cleaning, after step 3, the inclusions are suppressed while suppressing the slag entrainment by suppressing the stirring of the molten slag steel. It is desirable to provide a process for separating
  • RH vacuum degasser immerses two dip tubes provided at the bottom of the lower tank in the molten steel in the ladle, and circulates the molten steel through these dip tubes. For this reason, since inclusions can be separated in a state in which the stirring of the slag is weak and the slag is not entrained, an even higher level of cleanliness can be achieved.
  • Fig. 3 shows that the supply rate of acidified gas per ton of molten steel (pure oxygen conversion) X (NmVmin-in) is changed in the range of 0.15 to 0.3 and step 3 is completed.
  • the number N of inclusions with a size of 100 m or more obtained by counting the molten steel samples with an optical microscope
  • the number of inclusions (NZN) which is the ratio of the number N of inclusions with a size of 100 m or more, obtained by counting the molten steel samples during the RH recirculation treatment in step 4 with an optical microscope
  • the RH reflux treatment time in Step 4 is preferably 8 minutes or more, more preferably 10 minutes or more, and further preferably 15 minutes or more. This RH recirculation treatment time can be appropriately determined according to the required inclusion level or hydrogen level!
  • the hot metal which had been desulfurized and dephosphorized in advance as needed, was charged into a 250-ton scale top-bottom converter. Next, rough decarburization was blown until [C] reached 0.03% or more and 0.2% or less, and the end temperature was set to 1630 ° C or more and 1690 ° C or less to take out the crude decarburized molten steel into the ladle. did.
  • step 1 of the present invention 10 kg of quick lime, which is a CaO-based flux, was added to molten steel in a ladle under atmospheric pressure per ton of molten steel in the ladle.
  • step 2 of the present invention an immersion lance that can be raised and lowered is immersed in the molten steel in the ladle.
  • the molten steel and quicklime were agitated by blowing Ar gas from the soaking lance at a flow rate of 8 NL / min per ton of molten steel in the ladle.
  • pure oxygen gas, 150, 200 or Oxygen is generated by the reaction between pure oxygen gas and molten steel by blowing up at a supply speed of 300 NLZmin for a supply time t (8 minutes).
  • This top blow lance was found to be short-lived due to melting damage in the non-water-cooled lance from the results of preliminary experiments conducted in advance, so a lance having a water-cooled structure was used.
  • Sarako as step 3, the supply of pure oxygen gas is stopped, and the lance force immersed in the molten steel in the ladle is also used for stirring gas at a flow rate of 8 NLZmin per ton of molten steel for more than 1.2 minutes 20 Desulfurization and inclusion removal were performed by continuously blowing for less than a minute.
  • the temperature of the molten steel at the end of Step 3 was 1580 ° C or higher and 1630 ° C or lower.
  • Steps 1 to 3 in this example were performed without immersing the dip tube of the RH vacuum degassing apparatus in the molten steel in the ladle.
  • Step 2 and Step 3 a dust collection cover was installed at the top of the ladle.
  • CaF is not added to the ladle, and the ladle slag after the desulfurization treatment of the molten steel is completed.
  • the CaF concentration was less than 0.1%.
  • RH reflux treatment conditions were as follows: treatment time 14 minutes, dip tube diameter 0.66m, reflux gas flow 2000NL Zmin, ultimate vacuum is 133Pa.
  • UST defect rate the defect rate (hereinafter referred to as "UST defect rate”) in an internal ultrasonic flaw test performed after rolling and subjected to continuous forging after RH reflux treatment was investigated. Then, (No. 12—2 to 12—8, 113 failure rate for RH reflux treatment) (! 3 ⁇ 41 Do you want to perform reflux treatment? ⁇ 0. 12—1 US T failure rate) UST failure rate It was calculated as an index and evaluated by this UST defect rate index.

Abstract

 [S]が10ppm以下であるとともにT.[O]が40ppm以下である極低硫高清浄鋼を、取鍋内溶鋼にCaF2を添加しなくとも、転炉の出鋼温度を高めることなく簡便な手段により製造する。  大気圧下の取鍋内溶鋼にCaO系フラックスを添加する工程1、この大気圧下の取鍋内溶鋼に浸漬したランスから攪拌ガスを吹き込むことにより取鍋内溶鋼及びCaO系フラックスを攪拌するとともに、取鍋内溶鋼に酸化性ガスを供給し、酸化性ガスと取鍋内溶鋼との反応により生成する酸化物をCaO系フラックスと混合する工程2、及び酸化性ガスの供給を停止するとともに、大気圧下の取鍋内溶鋼に浸漬したランスから攪拌ガスを吹き込むことにより脱硫及び介在物除去を行う工程3を順番に行う。この際、工程2における酸化性ガスの供給時間t0と、工程3における攪拌時間tとの比(t/t0)を0.6以上とする。

Description

明 細 書
極低硫高清浄鋼の溶製方法
技術分野
[0001] 本発明は、極低硫高清浄鋼の溶製方法に関する。
背景技術
[0002] 溶鋼中 S濃度(以下 [S]と記述する)が lOppm以下である極低硫鋼は、以下に示す 手順で溶製される。はじめに、高炉から出銑される [S]が 300ppm程度である溶銑を 、インジェクション脱硫法又は機械式攪拌を用いた KR脱硫法により、 20ppm程度ま で脱硫する。次に、この溶銑をそのまま転炉で脱炭吹鍊する。次に、転炉内溶鋼を取 鍋へ出鋼する。そして、取鍋内溶鋼を脱硫する。なお、溶銑の脱燐は、通常、溶銑の 脱硫の前又は後に行われる。
[0003] 従来より行われてきたこの溶鋼の脱硫処理の際に脱硫剤として用いられる CaO系 フラックスは、高融点であるので、脱硫処理の際の溶鋼温度では溶融し難い。そのた め、 CaO系フラックスは、例えば特許文献 1にも開示されるように、 CaF等の融点降
2
下剤を配合されて、用いられてきた。
[0004] また、脱硫処理中の溶鋼の温度降下量は大きい。この温度降下量を補償するため の方策の一つとして、転炉の出鋼温度を高める対策も採られてきた。
特許文献 1 :特開平 10— 212514号公報
発明の開示
発明が解決しょうとする課題
[0005] 溶鋼の脱硫処理の融点降下剤としてこれまで用いられてきた CaFは、近年、資源
2
の枯渴によりその入手が困難になりつつあるとともに、環境への配慮によりその使用 が抑制される傾向にある。このため、 CaFを使用しないか、あるいは CaFの使用量
2 2 を大幅に削減できる溶鋼の脱硫方法を開発することが、緊急かつ重要な技術課題で ある。
[0006] また、上述したように転炉の出鋼温度を高めると、転炉の耐火物の寿命が低下する ので溶鋼の製造コストが上昇する。このため、転炉の出鋼温度を高める必要がない 溶鋼の脱硫方法を開発することも望まれる。
[0007] 本発明の目的は、 CaFを使用する必要なぐし力も転炉の出鋼温度を高めることな
2
ぐ簡便な手段によって極低硫高清浄鋼を製造する方法を提供することである。 課題を解決するための手段
[0008] 本発明は、大気圧下の取鍋内溶鋼に CaO系フラックスを添加する工程 1、この大気 圧下の取鍋内溶鋼に浸漬したランス力 攪拌ガスを吹き込むことにより取鍋内溶鋼 及び CaO系フラックスを攪拌するとともに、取鍋内溶鋼に酸ィ匕性ガスを供給し、この 酸ィ匕性ガスと取鍋内溶鋼との反応により生成する酸ィ匕物を CaO系フラックスと混合す る工程 2、及び酸化性ガスの供給を停止するとともに、大気圧下の取鍋内溶鋼に浸 漬したランスカゝら攪拌ガスを吹き込むことにより脱硫及び介在物除去を行う工程 3を 順番に行う際に、工程 2における酸ィ匕性ガスの供給時間 tと、工程 3における酸ィ匕性
0
ガスの供給停止後の攪拌時間 tとの比 (tZt )を 0. 6以上とすることを特徴とする極
0
低硫高清浄鋼の製造方法である。
[0009] この本発明において「極低硫高清浄鋼」とは、例えば、 [S]が lOppm以下であると ともに T. [O]が 40ppm以下である鋼をいう。
この本発明に係る極低硫高清浄鋼の製造方法では、さらに、工程 3の後に、 RH真 空脱ガス装置を用いて溶鋼中の介在物を除去する工程 4を行うことが望ま ヽ。
[0010] これらの本発明に係る極低硫高清浄鋼の製造方法では、酸ィ匕性ガスが、酸素ガス 又は、酸素ガスと不活性ガスとの混合ガスであることが望ま ヽ。
これらの本発明に係る極低硫高清浄鋼の製造方法では、酸化性ガスが、上吹きラ ンスを介して溶鋼又はスラグの表面に吹き付けられることによって供給され、かつ、上 吹きランスが水冷構造を有することが望まし 、。
[0011] これらの本発明に係る極低硫高清浄鋼の製造方法では、工程 1〜工程 3を、取鍋 内溶鋼に真空脱ガス装置の浸漬管を浸漬しな 、で行うことが望まし ヽ。
これらの本発明に係る極低硫高清浄鋼の製造方法では、取鍋に転炉吹鍊した溶 鋼を出鋼する際に、この取鍋への転炉スラグの流出を抑制することが望ましい。
[0012] これらの本発明に係る極低硫高清浄鋼の製造方法では、少なくとも工程 2及びェ 程 3では、取鍋の上部にカバーを設け、このカバー^^塵装置に接続することが望ま しい。
さらに、これらの本発明に係る極低硫高清浄鋼の製造方法では、取鍋内溶鋼に Ca Fを添カ卩しないことが望ましい。
2
発明の効果
[0013] 本発明により、 [S]が lOppm以下であるとともに T. [O]が 40ppm以下である極低 硫高清浄鋼を、取鍋内溶鋼に CaF
2を添加しなくとも、転炉の出鋼温度を高めること なく簡便な手段により溶製することができる。
図面の簡単な説明
[0014] [図 1]図 1は、比 (tZt )と脱硫率 (%)との関係を示すグラフである。
0
[図 2]図 2は、比 (tZt )と工程 3を終了した後の T. [O] (ppm)との関係を示すグラフ
0
である。
[図 3]図 3は、工程 3を終了した溶鋼のサンプルを光学顕微鏡でカウントすることにより 求めた、 100 m以上の大きさの介在物の個数 Nと、工程 4の RH環流処理中の溶
0
鋼サンプルを光学顕微鏡でカウントすることにより求めた、 100 m以上の大きさの 介在物の個数 Nとの比の値である介在物個数 (NZN )の経時変化を示すグラフで
0
ある。
発明を実施するための最良の形態
[0015] 以下、本発明に係る極低硫高清浄鋼の製造方法を実施するための最良の形態を、 添付図面を参照しながら、詳細に説明する。
本実施の形態では、以下に説明する工程 1〜工程 4を順番に行う。そこで、これら の工程 1〜工程 4について説明する。
(工程 1)
工程 1では、大気圧下の取鍋内溶鋼に CaO系フラックスを添加する。
[0016] 本実施の形態では、工程 1において、転炉吹鍊されて転炉から取鍋への出鋼中の 溶鋼に、又は転炉から出鋼された取鍋内溶鋼の上部に溶鋼の脱硫処理に用いる Ca O系フラックスのうちの一部又は全部を添加する。 CaO系フラックスのうちの一部を添 加する場合に残りは、後続する工程 2における酸ィ匕性ガスの供給が完了するまでに 添加するようにすればよい。上述したように、 CaO系フラックス系は融点が高いため、 後続する工程 2における酸ィ匕性ガスの供給により生成する高温領域によって、既に 添加された CaO系フラックスを迅速に滓ィ匕させるためである。酸ィ匕性ガスの供給を停 止した後に CaO系フラックスを添加しても、酸ィ匕性ガスの供給を停止した後には高温 領域は存在しな 、ので、 CaO系フラックスの滓ィ匕を高温領域によって促進することが できなくなる。
[0017] CaO系フラックスとしては、生石灰又は、生石灰を主体として Al Oや MgO等を配
2 3
合したものを用いることができる。
本実施の形態の取鍋内溶鋼の組成は、 C : 0. 03%以上 0. 2%以下 (本明細書で は特にことわりがない限り「%」は「質量%」を意味する)、 Si: 0. 001%以上 1. 0%以 下、 Mn: 0. 05%以上 2. 5%以下、 P : 0. 005%以上 0. 05%以下、 S : 15ppm以上 60ppm以下、 sol. A1: 0. 005%以上 2. 0%以下、 T. [O]: 50ppm以上 lOOppm 以下であるとともに、その温度は 1600°C以上 1700°C以下程度である。
[0018] CaO系フラックスは、取鍋内溶鋼にランスを介して粉体をインジェクションすること、 取鍋内溶鋼の表面に粉体を吹き付けること、取鍋内溶鋼の上に上置きすること、さら には出鋼時に CaO系フラックスを取鍋内に添加すること等のいずれかにより、添加す ればよい。
[0019] なお、転炉吹鍊した溶鋼を取鍋へ出鋼する際には、転炉スラグの取鍋への流出を 抑制することが望ましい。転炉スラグに多量に含有される FeO、 MnOは、後述するよ うに、スラグの酸素ポテンシャルを増大させて脱硫効率を低下させる。 FeO、 MnOは 、出鋼時に不可避的に取鍋へ流出する。このため、取鍋への転炉スラグの流出を抑 制するには、(a)転炉スラグの生成量自体を低減すること、(b)転炉の出鋼時に出鋼 孔の直上に本出願人が特開 2005— 113192号公報により開示した矢羽根型のスラ グ流出防止具 (以下、本明細書では「ダーッ」という)を投入及び配置して出鋼孔の 上部における渦の形成を抑制すること、さらには、(c)転炉力ものスラグの流出を電気 的、光学的又は機械的に検出し、スラグの流出のタイミングに合わせて出鋼流を止め ること等を行うことが望ましい。
[0020] 工程 1のみならず後述する工程 2〜4も、いずれも大気圧下で行う。減圧下で工程 1 〜4の処理を行うと、設備コスト及びランニングコストがいずれも上昇するからである。 (工程 2)
工程 2では、工程 1を経て CaO系フラックスを添加された大気圧下の取鍋内溶鋼に 、浸漬したランス力 攪拌ガスを吹き込むことにより取鍋内溶鋼及び CaO系フラックス を攪拌する。また、工程 2では、取鍋内溶鋼に酸ィ匕性ガスを供給し、酸ィ匕性ガスと取 鍋内溶鋼との反応により生成する酸化物を、 CaO系フラックスと混合する。
[0021] 工程 2で取鍋内溶鋼に酸化性ガスを供給する理由は、取鍋内溶鋼の成分との反応 により生じる酸化発熱反応を利用して、取鍋内溶鋼の加熱、又は温度低下の抑制を 図るためである。したがって、供給する酸ィ匕性ガスは、取鍋内溶鋼の成分と反応して 発熱するガスであり、例えば、純酸素、二酸化炭素、さらにはこれらとアルゴンガス等 の不活性ガスとの混合ガス等を用いることが可能である。なお、混合ガスは、ガス吹き 付けノズルの上流側で予め混合されたものでもよ 、し、ある 、は二重管構造のノズル の出側で混合されたものでもよい。二重管構造のノズルを用いる場合には、内管に 酸ィ匕性ガスを流すとともに外管に不活性ガスを流すことにより、酸ィ匕性ガスによって C aO系フラックスを加熱することができると ヽうだけではなぐノズル自体を保護すること ちでさる。
[0022] 酸ィ匕性ガスは、取鍋内溶鋼の内部に酸ィ匕性ガスをインジヱクシヨンすることや、取鍋 内溶鋼の上方に配置されたランス又はノズル力ゝら酸ィ匕性ガスを吹き付けること等によ り、供給すればよい。前者の方法によると、酸ィヒ性ガスと取鍋内溶鋼との反応により 生成する熱がまず取鍋内溶鋼へ伝達され、その後に CaO系フラックスに間接的に伝 達されることとなる。これに対し、後者の方法によると、酸ィ匕性ガスと取鍋内溶鋼とが 反応する火点では、取鍋内溶鋼の上に存在する CaO系フラックスがその火点を容易 に通過可能である。このため、この火点に存在する高温領域を利用して CaO系フラッ タスを直接的に加熱して滓ィ匕を促進することができる。したがって、酸ィ匕性ガスは、取 鍋内溶鋼の上方に配置するランス又はノズル力 溶鋼に吹き付けることにより供給す ることが、望ましい。
[0023] このように、工程 2では、大気圧下の取鍋内溶鋼に CaO系フラックスを添カ卩して溶 鋼の脱硫を行う際に、望ましくはこの取鍋内の溶鋼の上方に配置するランス又はノズ ルカゝら酸ィ匕性ガスを取鍋内溶鋼に吹き付け、酸化性ガス及び取鍋内溶鋼が反応す る火点に形成される高温領域を利用して CaO系フラックスを直接的に加熱することに よって、 CaO系フラックスの滓ィ匕を促進する。
[0024] 例えば、溶鋼の上方に配置するランス力 取鍋内溶鋼に吹き付けることにより酸ィ匕 性ガスを供給する場合、熱をスラグに有効に伝えるためには、酸ィ匕性ガスの吹き付け の強さをある程度確保しなければならない。この吹き付けの強さを確保するためには 、ランスの高さをある程度低くして取鍋内溶鋼に接近させることが有効であるが、これ により、取鍋内溶鋼からの輻射熱によりランスの寿命が低下してランスの交換作業が 増加するので、高い生産性を維持することが難しくなる。このため、取鍋内溶鋼に上 方力 酸ィ匕性ガスを吹き付けて供給するために用いるランス又はノズルは、その内部 が水冷可能な構造であることが望まし 、。
[0025] 工程 2における酸ィ匕性ガスの供給時間 tは 3分間以上 18分間以下程度とすること
0
が望ましい。供給時間 t力 ¾分間未満であると所望の程度に溶鋼を加熱できなくなる
0
おそれがある。一方、供給時間 tが 18分間を超えると FeOや MnOの生成量が過剰
0
となってスラグの酸素ポテンシャルが増加するので、極低硫高清浄鋼を製造できなく なるおそれがある。
[0026] 工程 2における酸ィ匕性ガスの供給速度は、純酸素換算で、取鍋内溶鋼 1トン当り 75 NLZmin以上 240NLZmin以下とすることが望まし 、。酸化性ガスの供給速度が 7 5NLZmin未満であると、送酸速度が低過ぎて CaO系フラックスの加熱が十分でな くなり脱硫能が低下し、かつ、昇温時間が長時間となるので生産性が低下するおそ れがある。同様の観点から、酸ィ匕性ガスの供給速度は lOONLZmin以上であること 力 Sさらに望ましい。一方、工程 2における酸ィ匕性ガスの供給速度が 240NLZminを 超えると、 CaO系フラックスを十分に加熱することはできる力 スラグの酸素ポテンシ ャルが高くなり過ぎて、後続して行われる工程 3における脱硫に悪影響を生じるおそ れがあるとともに、ランスや取鍋の耐火物の寿命が低下するおそれがある。
[0027] 取鍋内溶鋼の湯面力 ランス又はノズルの先端部までの距離は 0. lm以上 5m以 下程度であることが望ましい。この距離が 0. lm未満であると溶鋼のスピッティングが 激しくなるとともにランス又はノズルの寿命が低下する。一方、この距離が 5m超であ ると酸ィ匕性ガスのジェットが取鍋内溶鋼の表面に到達せず、酸素効率が著しく低下 するおそれがある。
[0028] 工程 2では、このようにして取鍋内溶鋼に酸ィ匕性ガスを供給することにより、火点に 存在する高温領域を利用して CaO系フラックスの滓化を促進する。さら〖こ、工程 2で は、取鍋内溶鋼に浸漬したランスカゝら攪拌ガスを吹き込むことにより、取鍋内溶鋼及 び CaO系フラックスを攪拌するとともに、酸ィ匕性ガスと取鍋内溶鋼との反応により生成 する酸ィ匕物を CaO系フラックスと混合する。
[0029] 酸ィ匕性ガスと取鍋内溶鋼との反応によって生成する酸ィ匕物は、 Al O、 FeO、 Mn
2 3
Oさらには SiO等である。これらの酸化物は、いずれも、 CaOの融点を低下させる酸
2
化物であるので、 CaOと混合されることにより融点降下作用を奏し、これにより、 CaO 系フラックスの滓化をさらに促進する。これらの酸化物のうち FeO及び MnOは、いず れも、スラグの酸素ポテンシャルを増大させる作用も奏し、溶鋼の脱硫には熱力学的 に不利である。
[0030] 取鍋内溶鋼の攪拌を、取鍋内溶鋼に浸漬したランスカゝら攪拌ガスを導入することに より行う理由は、取鍋の底部に設置したポーラスプラグ力も攪拌ガスを導入するので は、十分な流量を確保できな 、ために脱硫を阻害する FeO及び MnOの生成量が増 加し、これにより、極低硫高清浄鋼を製造できなくなる力 である。
[0031] 工程 2における攪拌ガスの吹込み流量は、取鍋内溶鋼 1トン当り 3. 5NLZmin以 上 20NLZmin以下とすることが望ましい。攪拌ガスの吹込み流量が 3. 5NL/min 未満であると攪拌力が不足し、工程 2の終了時点におけるスラグの酸素ポテンシャル が増加し、工程 3でのスラグの酸素ポテンシャルの低減が不十分になるおそれがある 。一方、攪拌ガスの吹込み流量が 20NLZminを超えると、スプラッシュの発生が極 端に大きくなるので、生産性の低下をきたすおそれがある。
(工程 3)
工程 3では、上吹きランス力ゝらの酸ィ匕性ガスの供給を停止するとともに、大気圧下の 取鍋内溶鋼に浸漬したランス力ゝらの攪拌ガスの吹き込みによる攪拌を継続して行うこ とによって、取鍋内溶鋼の脱硫及び介在物除去を行う。この際、酸ィ匕性ガスの供給を 停止した後における攪拌ガスの吹き込みによる攪拌時間 tと、工程 2における酸ィ匕性 ガス供給時間 tとの比 (tZt )を 0. 6以上として、酸化性ガスの供給を停止した後に も取鍋内溶鋼の攪拌を継続して行うことにより、極低硫高清浄鋼を製造することがで きる。この理由を説明する。
[0032] 工程 2にお 、て、酸ィ匕性ガスの供給時にスラグの酸素ポテンシャルを増大させな!/ヽ ためには、酸ィ匕性ガスの供給速度を極端に低下する力、あるいは大気圧下にある取 鍋内溶鋼に極端に多量の攪拌ガスを吹き込みながら酸ィ匕性ガスを供給することが考 えられる。
[0033] しかし、酸化性ガスの供給速度を極端に低下すると、溶鋼の昇温速度の低下につ ながり、生産性が低下する。また、大気圧下にある溶鋼に極端に多量の攪拌ガスを 吹き込むと、溶鉄の飛散が増加し、鉄分ロスによる製造コストの上昇や、飛散して装 置に付着した地金の除去に起因する生産性の低下等を余儀なくされる。
[0034] 本実施の形態では、これらの問題を生じることなぐ酸ィ匕性ガスの供給に起因したス ラグの酸素ポテンシャルの増大を防ぐために、取鍋内溶鋼とスラグとの攪拌を、酸ィ匕 性ガスの供給期(工程 2)とその後の酸化性ガスの非供給期(工程 3)とに分離して行 う。換言すれば、上吹きランスからの酸ィ匕性ガスの供給を停止した後においても取鍋 内溶鋼に浸漬したランス力ゝらの攪拌ガスの吹き込みを継続して行う。
[0035] 上述したように、工程 2では、酸ィ匕性ガスと取鍋内溶鋼との反応により生成する酸ィ匕 物によるスラグの酸素ポテンシャルの上昇を許容することにより、 CaF
2を添加する必 要なぐ CaO系フラックスの滓ィ匕を促進することができる。しかし、スラグの酸素ポテン シャルの上昇を許容するため、工程 2における脱硫効率がある程度低下する。
[0036] 本実施の形態では、工程 2に引き続いて行われる工程 3において、酸化性ガスの供 給を停止した後においても酸素ポテンシャルが上昇したスラグを取鍋内溶鋼と攪拌 するので、スラグの酸素ポテンシャルを低下させて脱硫効率を高めることができ、これ により、例えば [S]が lOppm以下である極低硫域まで取鍋内溶鋼を脱硫することが できる。
[0037] 工程 3では、この脱硫とともに、工程 2において酸ィ匕性ガスの供給によって生成した 酸化物系介在物の分離も、同時に行う。
そして、工程 2における酸ィ匕性ガスの供給時間 t、工程 3における攪拌時間 tの比 (t
0
Zt )が 0. 6以上となるように、工程 3における攪拌時間 tを決定する。比 (tZt )が 0 . 6未満であると、工程 2における酸ィ匕性ガスの供給により上昇したスラグの酸素ポテ ンシャルを工程 3において十分に低下できないので、脱硫率を十分に高めるとともに 介在物濃度の指標である T. [O]を十分に抑制することが、いずれもできなくなる。
[0038] 取鍋内溶鋼 1トン当たりの酸ィ匕性ガスの供給速度 (純酸素換算) X (NmVmin-to n)を 0. 15以上 0. 3以下の範囲で変更し、比 (tZt )が、脱硫率及び工程 3を終了し
0
た後の T. [o]に及ぼす影響を調査した。
[0039] 比 (tZt )と脱硫率(%)との関係についての結果を図 1にグラフで示すとともに、比
0
(tZt )と工程 3を終了した後の T. [0] (ppm)との関係についての結果を図 2にダラ
0
フで示す。
[0040] 一般的に、溶銑の脱硫によって [S] = 20ppmまで低減した溶銑を転炉で脱炭吹鍊 した後に溶鋼脱硫することによって [S]が lOppm以下である極低硫鋼を製造するに は、溶鋼の脱硫率をおおよそ 50%以上確保する必要があるとされる。図 1に示すダラ フから、溶鋼の脱硫率をおおよそ 50%以上確保するためには、比 (tZt )を 0. 6以
0
上とする必要がある。
[0041] また、図 2に示すグラフから、 T. [O]が 40ppm以下である高清浄鋼を製造するす るには、やはり、比 (tZt )を 0. 6以上とする必要がある。なお、脱硫率及び清浄度を
0
さらに高めるには、比 (tZt )を 0. 8以上とすることがより望ましい。
0
[0042] 工程 3により行うガス攪拌を、取鍋内溶鋼に浸漬したランスカゝら攪拌ガスを導入する ことにより行う理由は、取鍋の底部に設置されたポーラスプラグカゝら攪拌ガスを導入 するのでは十分な流量を確保できず、工程 3における FeO及び MnOの還元力が不 十分となって、極低硫鋼を製造できなくなるからである。
[0043] 工程 3における攪拌ガスの吹込み流量は、溶鋼 1トン当り 3. 5NLZmin以上 20NL Zmin以下とすることが望ましい。 3. 5NLZmin未満では攪拌力が不足し、工程 3で のスラグ酸素ポテンシャルの低減が不十分になるおそれがある。また、 20NLZmin を超えると、スプラッシュの発生が極端に大きくなり生産性の低下をきたすおそれがあ る。
[0044] 工程 3における、酸ィ匕性ガスの供給を停止した後における攪拌ガスの吹き込みによ る攪拌時間 tが長ければ長いほど、脱硫が進行して介在物濃度は低下する。工程 3 の時間が短過ぎると、スラグの酸素ポテンシャルが十分に低下せずに極低硫域まで 脱硫できなくなり、さらに、工程 2で生成した介在物の除去も困難となる。攪拌時間 t は、酸ィ匕性ガスの供給時間にもよるが、例えば 1. 8分間以上 20分間以下程度が望 ましい。
[0045] このようにして、工程 3を終了することにより、 [S]が lOppm以下であるとともに T. [ O]が 40ppm以下である極低硫高清浄鋼、例えば、 C : 0. 3%以上 0. 2%以下、 Si: 0. 001%以上 0. 05%以下、 Mn: 0. 05%以上 2. 5%以下、 P : 0. 005%以上 0. 0 5%以下、 S : 10ppm以下、 sol. A1: 0. 005%以上 2. 0%以下、 T. [O] :40ppm以 下の鋼組成を有する極低硫高清浄鋼を製造することができる。工程終了時の温度は 1580°C以上 1630°C以下程度である。
[0046] なお、取鍋内溶鋼に真空脱ガス装置の浸漬管を浸漬すると、この浸漬管の内外で スラグが分断される。このため、酸ィ匕性ガスが供給される領域に存在するスラグの滓 化は促進されるものの、それ以外の領域に存在するスラグの滓化が遅れてしまうとと もに、浸漬管の外側に存在するスラグの攪拌が不十分となって脱硫に有効に作用す るスラグ量が減少する。したがって、上述した工程 1〜工程 3は、取鍋内溶鋼に真空 脱ガス装置の浸漬管を浸漬せずに、行うことが望ま 、。
[0047] また、少なくとも工程 2及び工程 3では、取鍋の上部にカバーを設け、このカバーを 集塵装置に接続すること (以下、集塵装置を接続されたカバーを「集塵カバー」 ヽぅ )が望ましい。取鍋の上部が開放されていると大気が取鍋内溶鋼と容易に接触し、大 気中の酸素と溶鋼中 A1とが反応して生成する Al Oが取鍋内溶鋼を汚染し、取鍋内
2 3
溶鋼の品質を低下させる。また、大気中の窒素と取鍋内溶鋼との接触により溶鋼中 の窒素濃度が上昇し、鋼の特性の悪化を招く。この観点からも取鍋の上部に集塵力 バーを設けることが望ましい。この集塵カバーと取鍋との間隙を可能な限り小さくする ことにより、大気が集塵カバー内に進入することを抑制することが望ましい。また、集 塵カバーの内部に Ar等の不活性ガスを導入することにより大気が集塵カバーの内部 に進入することを抑制することも同様の理由で望ましい。
[0048] 特に耐水素誘起性割れを防止することが要求される鋼種を製造する場合、ある!/、 は、連続铸造機でのノズル閉塞を防止することを特に要求される場合には、工程 3を 終了した後に、 Ca含有物質(例えば CaSi、 CaAl、 FeCa、 FeNiCa等)を添カ卩して介 在物を球状化することが望ましい。この場合の CaSi原単位としては 0. 2kg/トン以 上 1. 2kgZトン以下であることが好ましい。
[0049] 以上説明した工程 1〜3を経ることにより、 CaO系フラックスによる極低硫域までの 脱硫と鋼の清浄ィ匕とをいずれも達成でき、これにより、 [S]が lOppm以下であるととも に T. [O]が 40ppm以下である極低硫高清浄鋼を、取鍋内溶鋼に CaFを添加する
2
ことなぐ安価に製造することができる。
[0050] 本実施の形態によれば、取鍋内溶鋼に CaFを添カ卩しなくとも CaO系フラックスによ
2
る極低硫域までの脱硫と鋼の清浄ィ匕とをともに達成できるため、取鍋内溶鋼に CaF
2 を添加しないで行うことが望ましい。上述したように、 CaFは、近年、資源の枯渴化に
2
より入手が困難で高価であるとともに、環境への配慮によりその使用自体が抑制され る傾向にあるからである。
(工程 4)
工程 4は、工程 3により得られる極低硫高清浄鋼よりもさらに高清浄化された極低硫 高清浄鋼を製造する場合に、工程 3に引き続いて付加的に行われる。
[0051] 上述した工程 3では、スラグ一溶鋼の攪拌時にスラグを溶鋼中に巻き込み、スラグ 系介在物が残留することがある。したがって、このようなスラグ系介在物の残留分を低 減し、さらなる高清浄化を図るには、工程 3の後において、スラグ一溶鋼の攪拌を抑 制してスラグの巻き込みを抑制しながら介在物を分離する工程を設けることが望まし い。
[0052] このためには、 RH真空脱ガス装置を用いて RH環流処理を行うことが望まし 、。 R H真空脱ガス装置は、下部槽の底部に設けた 2本の浸漬管を取鍋内溶鋼に浸漬し、 これら浸漬管を通じて溶鋼を環流させる。このため、スラグの攪拌が弱くスラグの巻き 込みがない状態で介在物を分離できるので、より一層の高清浄ィ匕を図ることができる
[0053] 図 3は、溶鋼 1トン当たりの酸ィ匕性ガスの供給速度 (純酸素換算) X (NmVmin- ン)を 0. 15以上 0. 3以下の範囲で変更し、工程 3を終了した溶鋼のサンプルを光学 顕微鏡でカウントすることにより求めた、 100 m以上の大きさの介在物の個数 Nと、 工程 4の RH環流処理中の溶鋼サンプルを光学顕微鏡でカウントすることにより求め た、 100 m以上の大きさの介在物の個数 Nとの比の値である介在物個数(NZN )
0 の経時変化を示すグラフである。なお、本例ではいずれも比 (tZt )は 1. 5とした。
0
[0054] 図 3に示すグラフから、工程 2における酸ィ匕性ガスの供給速度にかかわらず、 RH環 流処理によって 100 μ m以上の大型介在物を効率よく低減できることがわかる。 工程 4の RH環流処理時間は好ましくは 8分間以上、より好ましくは 10分間以上で あり、さらに好ましくは 15分間以上である。この RH環流処理時間は、要求される介在 物レベルあるいは水素レベルに応じて、適宜決定すればよ!、。
[0055] また、低水素レベルを要求される場合には、 RH真空脱ガス装置を用いて介在物の 分離処理を行うとともに、脱水素して溶鋼中水素濃度を低減することも有効である。 実施例 1
[0056] さらに、本発明を、実施例を参照しながらより具体的に説明する。
予め必要に応じて脱硫及び脱りん処理を行った溶銑を、 250トン規模の上底吹き 転炉に装入した。次に、 [C]が 0. 03%以上 0. 2%以下になるまで粗脱炭吹鍊し、終 点温度を 1630°C以上 1690°C以下として粗脱炭溶鋼を取鍋に出鋼した。この出鋼 時に各種脱酸剤及び合金を添加して取鍋内溶鋼の成分を、 (C : 0. 03%以上 0. 2 %以下、 Si: 0. 001%以上 1. 0%以下、 Mn: 0. 05%以上 2. 5%以下、 P : 0. 005 %以上 0. 05%以下、 S : 27ppm以上 28ppm以下、 sol. A1: 0. 005%以上 2. 0% 以下、 T. [O]: 50ppm以上 lOOppm以下)とした。
[0057] この溶鋼を出鋼する際に不可避的に流出する転炉スラグの量は、調整せずにその ままとするか、あるいは、上述したダーッを用いて取鍋への流出を抑制することにより 調整した。なお、出鋼時には、脱酸用であるとともに、工程 2で上吹きする酸化性ガス との反応に必要である A1を添加して溶鋼を脱酸するとともに、出鋼流の攪拌によりス ラグの脱酸も行った。そして、この取鍋内溶鋼を対象として、上述した本発明の工程 1 〜3を行った。
[0058] まず、本発明の工程 1として、大気圧下の取鍋内溶鋼の上に CaO系フラックスであ る生石灰を、取鍋内溶鋼 1トン当り 10kg投入した。
次に、本発明の工程 2として、この取鍋内溶鋼に昇降可能な浸漬ランスを浸漬し、こ の浸漬ランスから Arガスを攪拌ガスとして取鍋内溶鋼 1トン当り 8NL/minの吹き込 み流量で吹き込むことにより、溶鋼及び生石灰を攪拌した。また、表 1に示すように、 昇降可能な上吹きランスを用いて湯面からの高さが 1. 5m以上 2m以下の位置から、 酸ィ匕性ガスとして純酸素ガスを、 150、 200又は 300NLZminの供給速度で供給時 間 t (8分間)で上吹きし、純酸素ガスと溶鋼との反応により生成する酸化物を生石灰
0
と混合した。なお、この上吹きランスは、事前に行った予備実験の結果より非水冷ラン スでは溶損のために短命であることが判明していたため、水冷構造を有するランスを 用いた。
[0059] さら〖こ、工程 3として、純酸素ガスの供給を停止するとともに、取鍋内溶鋼に浸漬し たランス力も攪拌ガスを溶鋼 1トン当り 8NLZminの吹込み流量で 1. 2分間以上 20 分間以下継続して吹き込むことによって、脱硫及び介在物の除去を行った。工程 3の 終了時の溶鋼の温度は 1580°C以上 1630°C以下であった。
[0060] 本実施例における工程 1〜工程 3は、取鍋内溶鋼に RH真空脱ガス装置の浸漬管 を浸漬しないで、行った。また、工程 2及び工程 3では、取鍋の上部に集塵カバーを 設けた。さらに、取鍋には CaFは添加せず、溶鋼の脱硫処理の終了後の取鍋スラグ
2
の CaF濃度は 0. 1%以下であった。
2
[0061] 本実施例では、このようにして、工程 2における酸ィ匕性ガスの供給時間 tと、工程 3
0 における酸ィ匕性ガスの供給停止後における攪拌時間 tとの比 (tZt
0 )を表 1に示す範 囲で変更して、 No. 1〜 18の鋼を製造した。結果を表 1に併せて示す。
[0062] [表 1]
上吹き酸素流量 X at拌カ'ス流量 t/to τ. [0] 脱硫率
No.
(NL/min■ ton) (NL/min - ton) (-) (ppm) 備考
( )
1 150 8 0. 2 67 9 比較例
2 150 8 0. 45 55 14比較例
3 150 8 0. 7 18 72 発明例
4 150 8 1 . 1 13 90発明例
5 150 8 2 12 94発明例
6 150 8 2. 5 12 94発明例
7 200 8 0. 2 72 8比較例
8 200 8 0. 45 62 1 1 比較例
9 200 8 0. 7 20 70発明例
10 200 8 1 . 1 15 86発明例
1 1 200 8 2 13 93 発明例
12 200 8 2. 5 12 94発明例
13 300 8 0. 2 78 6 比較例
14 300 8 0. 45 66 9 比較例
15 300 8 0. 7 23 66発明例
16 300 8 1 . 1 17 83発明例
17 300 8 2 13 92発明例
18 300 8 2. 5 12 94発明例
[0063] 表 1における No. 3〜6、 9〜12、 15〜18のま岡は、 (t/t )の値カ^) . 7、 1. 1、 2
0
又は 2. 5と、本発明の範囲を満足する発明例である。これらは、いずれも脱硫率が 6 6%以上 94%以下と高ぐ [S]が 2ppm以上 lOppm以下であるとともに、 T. [O]が 1 2ppm以上 23ppm以下と低位に維持されており、所望の極低硫高清浄鋼を製造で きたことがわかる。
[0064] これに対し、表 1における No. 1、 2、 7、 8、 13、 14の岡は、 it (t/t )の値力0. 2
0
又は 0. 45と、本発明の範囲を外れる比較例である。これらは、いずれも脱硫率が 6 %以上 14%以下と不芳であり、 [S]が 24ppm以上 26ppm以下であるとともに T. [O ]が 55ppm以上 78ppm以下と高ぐ所望の極低硫高清浄鋼を製造できな力つたこと がわかる。
実施例 2
[0065] 本実施例は、上述した実施例 1における表 1の No. 12の鋼の製造工程 1〜3の終 了後に、さら〖こ、 RH真空脱ガス装置を用いて RH環流処理を行うことによって溶鋼中 介在物を除去する工程 4を、行うことにより、表 2に示す No. 12— 1〜: 12— 8の極低 硫高清浄鋼を溶製した。
[0066] RH環流処理条件は、処理時間 14分、浸漬管径 0. 66m,環流ガス流量 2000NL Zmin、到達真空度 133Paである。
本実施例では、 RH環流処理時間と、 RH環流処理後の溶鋼サンプル中の単位被 検面積当りにおける 100 μ m以上の大型介在物の個数 Νと、工程 3終了後の溶鋼サ ンプル中の単位被検面積当りにおける 100 μ m以上の大型介在物の個数 Nとの比
0
(N/N )とにより、評価した。
0
[0067] また、 RH環流処理後に連続铸造に供し、圧延後に行った内部超音波探傷試験に おける不良率 (以下、「UST不良率」という)も調査した。そして、(RH環流処理を行う No. 12— 2〜12— 8の113丁不良率) (!¾1環流処理を行ゎなぃ?^0. 12—1の US T不良率)を UST不良率指数として求め、この UST不良率指数により評価した。
[0068] 結果を表 2にまとめて示す。
[0069] [表 2]
Figure imgf000017_0001
[0070] 表 2より、工程 4において RH環流処理を行うことにより、介在物個数及び UST不良 率が顕著に低減されることがわかる。このような効果は、 RH処理時間が 8分間以上で 著しぐ 10分間以上でさらに清浄ィ匕され、 15分間以上で極めて清浄ィ匕及び UST不 良率が低減されることがわかる。

Claims

請求の範囲
[1] 下記工程 1〜工程 3を順番に行う際に、工程 2における酸ィ匕性ガスの供給時間 tと
0
、工程 3における酸ィ匕性ガスの供給停止後の攪拌時間 tとの比 (tZt )を 0. 6以上と
0
することを特徴とする極低硫高清浄鋼の製造方法。
工程 1:大気圧下の取鍋内溶鋼に CaO系フラックスを添加する工程。
工程 2 :大気圧下の取鍋内溶鋼に浸漬したランス力 攪拌ガスを吹き込むことにより 該取鍋内溶鋼及び前記 CaO系フラックスを攪拌するとともに、該取鍋内溶鋼に酸ィ匕 性ガスを供給し、該酸ィ匕性ガスと該取鍋内溶鋼との反応により生成する酸ィ匕物を前 記 CaO系フラックスと混合する工程。
工程 3 :前記酸ィ匕性ガスの供給を停止するとともに、大気圧下の取鍋内溶鋼に浸漬し たランスカゝら攪拌ガスを吹き込むことにより脱硫及び介在物除去を行う工程。
[2] さらに、前記工程 3の後に、 RH真空脱ガス装置を用いて溶鋼中の介在物を除去す る工程 4を行うことを特徴とする請求項 1に記載の極低硫高清浄鋼の製造方法。
[3] 前記酸ィ匕性ガスは、酸素ガス又は、酸素ガスと不活性ガスとの混合ガスであることを 特徴とする請求項 1又は請求項 2に記載の極低硫高清浄鋼の製造方法。
[4] 前記酸ィ匕性ガスは、上吹きランスを介して取鍋内溶鋼又はスラグの表面に吹き付け られること〖こよって供給され、かつ、該上吹きランスは水冷構造を有することを特徴と する請求項 1から請求項 3までのいずれか 1項に記載の極低硫高清浄鋼の製造方法
[5] 前記工程 1〜工程 3を、前記取鍋内溶鋼に真空脱ガス装置の浸漬管を浸漬せずに 、行うことを特徴とする請求項 1から請求項 4までの ヽずれか 1項に記載の極低硫高 清浄鋼の製造方法。
[6] 前記取鍋に転炉吹鍊した溶鋼を出鋼する際に、該取鍋への転炉スラグの流出を抑 制することを特徴とする請求項 1から請求項 5までのいずれか 1項に記載の極低硫高 清浄鋼の製造方法。
[7] 少なくとも前記工程 2及び前記工程 3では、取鍋の上部にカバーを設け、該カバー を集塵装置に接続することを特徴とする請求項 1から請求項 6までのいずれか 1項に 記載の極低硫高清浄鋼の製造方法。 前記取鍋内溶鋼に CaFを添加しな 、ことを特徴とする請求項 1から請求項 7までの
2
V、ずれか 1項に記載の極低硫高清浄鋼の製造方法。
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