WO2012108529A1 - 溶銑の脱珪・脱リン方法 - Google Patents
溶銑の脱珪・脱リン方法 Download PDFInfo
- Publication number
- WO2012108529A1 WO2012108529A1 PCT/JP2012/053132 JP2012053132W WO2012108529A1 WO 2012108529 A1 WO2012108529 A1 WO 2012108529A1 JP 2012053132 W JP2012053132 W JP 2012053132W WO 2012108529 A1 WO2012108529 A1 WO 2012108529A1
- Authority
- WO
- WIPO (PCT)
- Prior art keywords
- slag
- hot metal
- dephosphorization
- desiliconization
- amount
- 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.)
- Ceased
Links
Images
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
- 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
- C21C1/02—Dephosphorising or desulfurising
-
- 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
- C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
- C21C7/0037—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00 by injecting powdered material
-
- 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
- C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
- C21C7/04—Removing impurities by adding a treating agent
- C21C7/076—Use of slags or fluxes as treating agents
-
- 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
- C21C2300/00—Process aspects
- C21C2300/08—Particular sequence of the process steps
-
- 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
Definitions
- the hot metal contains impurities other than phosphorus, and in recent years, iron ores with a high Si content are often used from the viewpoint of reducing manufacturing costs.
- the object of the present invention is to solve the above-mentioned problems and to occur at the molten steel stage as an oxygen ion supply source used for dephosphorization / desiliconization reaction of hot metal (for example, 0.4% by mass or more) having a higher Si concentration. While reducing the total slag discharge at the molten steel stage using recycled slag, by suppressing slag forming, it is possible to effectively prevent slopping without increasing the furnace volume. It is to provide a dephosphorization method.
- the hot metal desiliconization / phosphorus removal method according to the above (1), after the silicon concentration in the hot metal is reduced to 0.15% by mass or less, fine silicon lime is sprayed on the hot metal surface to thereby obtain a silicon concentration in the hot metal. Even if it is high, desiliconization of hot metal and dephosphorization can be efficiently performed by the same treatment.
- the suppression of slopping by this method is particularly effective when dephosphorization of high Si hot metal is performed in a short time, when secondary refining slag containing Al 2 O 3 that promotes slag forming is recycled, or when a large amount of converters are used. This is effective when recycling slag (decarburized slag).
- W s [% Si] ⁇ 60 ⁇ 1000/28/100 ⁇ [1 + 100 (C / S) ⁇ ( ⁇ 1/100 + ⁇ 2 / (% CaO) LD + ⁇ 3 / (% CaO) SR)] ⁇ W m ' (Formula 6)
- ⁇ 1 , ⁇ 2 , ⁇ 3 the proportion of fine calcium oxide, decarburized slag, and the amount of CaO in secondary refining slag in the total CaO amount ( ⁇ )
- (% CaO) LD decarburized slag CaO concentration (mass%) in the medium
- (% CaO) SR CaO concentration (mass%) in the secondary refining slag.
- [% X] represents a mass percentage of the chemical component X in the metal (here, hot metal)
- (% X) represents a mass percentage of the chemical component X in the slag.
- This limestone powder also acts as a CaO source, but is mainly used for stirring.
- a mineral-derived bulk CaO source (for example, a primary CaO source) may be supplied from the hopper 8 for fine adjustment of basicity.
- the amount of the bulk CaO source having an average particle size of 5 mm or more is preferably limited to 7.5 kg or less, more preferably 7.0 kg or less or 5.0 kg or less per 1 ton of molten iron, It is more preferable to limit to 1 kg or less, and it is most preferable to limit to 0 kg.
- the amount of secondary refining slag added to the hot metal is preferably 0.1 to 16 kg / t. If the amount of secondary refining slag added is too small, the effect of improving the Mn concentration in the hot metal as compared with the prior art is not sufficiently obtained. On the other hand, if the amount of secondary refining slag added is too large, the amount of slag in the desiliconization / phosphorization treatment increases and a slopping phenomenon is likely to occur. In this case, a large amount of fine powdered lime is required to suppress the slopping phenomenon.
- FIG. 1 is a diagram showing desiliconization / dephosphorization processing in a dephosphorization furnace
- FIG. 4 is a diagram showing decarburization blowing in the decarburization furnace.
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
- Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
Abstract
Description
本願は、2011年2月10日に、日本に出願された特願2011-27338号と、2011年2月28日に、日本に出願された特願2011-41220号とに基づき優先権を主張し、その内容をここに援用する。
ε:溶銑に対して付与される底吹き攪拌力(W/t)
Qg:底吹きガスの量(固体(石灰石粉等)の分解ガスを含む)(NL/min)
T:底吹き開始時の溶銑温度(K)
Tg:吹き込み前の底吹きガスの温度(K)
H0:吹き込み深さ(溶銑液面から底吹き羽口先端までの距離)(m)
Wm:溶銑の重量(装入スクラップを含む)(t)
まず、図1に示すような脱リン炉1(溶銑脱リン炉)内の溶銑Pに対し、ホッパー8(上方ホッパー)から塊状(平均粒径5.0mm以上)の副原料が添加される(副原料添加工程)。本実施形態では、この副原料として、脱炭スラグや二次精錬スラグのようなリサイクルスラグ(後工程スラグ)が使用され、鉄鉱石等の固体酸素源やドロマイトも使用することができる。ここで、図2に示すように、リサイクルスラグは、脱珪・脱リン処理(脱リン炉1に対応)よりも後の工程(例えば、脱炭吹錬、二次精錬、連続鋳造)で利用または生成されるスラグ(例えば、脱炭スラグや、取鍋スラグ、タンディッシュスラグ等の二次精錬スラグ)を示している。このリサイクルスラグのうち、ホッパー8に装入される脱炭スラグは、脱炭炉からスラグを排出した後、このスラグを冷却して破砕し、この破砕されたスラグから地金を磁選して除去した後、望ましくは50mmアンダーにスラグを破砕して得られている。また、ホッパー8に装入される二次精錬スラグは、鋳造が終了した取鍋やタンディッシュに残留したスラグを取鍋またはタンディシュから排出した後、このスラグを冷却して破砕し、この破砕されたスラグから地金を除去した後、望ましくは50mmアンダーにスラグを破砕して得られている。これらのスラグは、炉上のホッパー8に入れられた後、定量的に切り出され、脱リン炉1内に添加される。ただし、リサイクルスラグのうち、二次精錬スラグは、スラグフォーミングを誘発するAl2O3を多く含有するので、スラグフォーミングの抑制を優先する必要がある場合には、脱炭スラグを優先的に使用することが望ましい。また、本実施形態では、副原料の種類に応じて副原料の添加(量及びタイミング)を制御するために、複数のホッパーを使用することができる。この場合、この副原料添加工程は、リサイクルスラグ添加工程を含み、必要に応じて、固体酸素源添加工程や、後述の塊状CaO源添加工程を含んでもよい。なお、本実施形態では、脱リン炉1として転炉が用いられている。
ε:溶銑Pに対して付与される底吹き攪拌力(W/t)
Qg:底吹きガスの量(固体(石灰石粉等)の分解ガスを含む)(NL/min)
T:底吹き開始時の溶銑温度(K)
Tg:吹き込み前の底吹きガスの温度(K)
H0:吹き込み深さ(溶銑液面から底吹き羽口先端までの距離)(m)
Wm:溶銑Pの重量(装入スクラップを含む)(t)
本実施形態では、このように、上吹きランスから溶銑面に生成する火点に粉体石灰源を供給することにより、火点で溶融カルシウムフェライト(CaO・FeO)が生成し、この生成したカルシウムフェライトが速やかにスラグ中のSiO2と反応して微細なダイカルシウムシリケート2CaO・SiO2が生成し、この高融点の2CaO・SiO2が、リン酸を固溶しながら成長したのち、マクロ的には均一にスラグ中に分散する。そのため、2CaO・SiO2が、スラグの実質的な固相率を高め、ブリッジ効果により泡立ちを抑制するので、生産障害を引き起こすスロッピングを抑制する効果を発揮する。
2P+5O+3(O2-)=2(PO4 3-) (式2)
C+O=CO (式3)
Si+2O=(SiO2) (式4)
Ws=[%Si]×60×1000/28/100×[1+(C/S)]×Wm’ (式5)
ここに、[%Si]:溶銑の珪素濃度(質量%)、(C/S):脱リン処理後のスラグの目標塩基度(=(%CaO)/(%SiO2))(-)、(%CaO):脱リン処理後のスラグのCaO濃度(質量%)、(%SiO2):脱リン処理後のスラグのSiO2濃度(質量%)、Wm’:溶銑量(装入スクラップを除く)(t)である。
一方、脱炭スラグや二次精錬スラグ等のリサイクルスラグを用いる場合には、脱リン処理で生じるスラグ量Ws(t)は、下記(式6)のように表される。
Ws=[%Si]×60×1000/28/100×[1+100(C/S)×(ξ1/100+ξ2/(%CaO)LD+ξ3/(%CaO)SR)]×Wm’ (式6)
ここに、ξ1、ξ2、ξ3:各々、全CaO量に占める微粉生石灰、脱炭スラグ、二次精錬スラグ中のCaOの量の割合(-)、(%CaO)LD:脱炭スラグ中のCaO濃度(質量%)、(%CaO)SR:二次精錬スラグ中のCaO濃度(質量%)である。
なお、一般的に、[%X]は、メタル(ここでは、溶銑)中の化学成分Xの質量百分率を、(%X)は、スラグ中の化学成分Xの質量百分率を示す。
一方、スラグ塩基度の制御に必要なCaO源の一部(望ましくは25~90%、より好ましくは25~80%(例えば、3割程度))に微粉生石灰を使用し、かつ、上吹き酸素ガスにより2000℃程度と言われている高温の火点にこの微粉生石灰を吹き付けることにより、スラグの液相率を低下させてスラグの泡立ち(フォーミング)を効果的に抑制することができる。
この場合、まず火点で微粉生石灰からカルシウムフェライトが生成し、引き続いて、このカルシウムフェライトが、スラグ中に移行し、速やかにスラグ中のSiO2とリン酸とを溶解しつつ、固体のダイカルシウムシリケート粒子に変化する。さらに、このダイカルシウムシリケート粒子間に液相スラグを固定しながら、ダイカルシウムシリケート粒子が成長して粒状のスラグを形成するため、実質的にスラグの液相率を低下させる効果を得ることができる。
なお、後工程で生成したスラグを脱リン工程に用いると、スラグボリュームが著しく増加するだけでなく、リサイクルスラグに含まれるAl2O3がフォーミングを助長する。そのため、特許文献2の方法に対してリサイクルスラグを使用すると、微粉生石灰の使用量の増加によりコストが著しく増加したり、スラグ中に相当量の液相が残留してフォーミングを助長したりする。なお、リサイクルスラグを使用した上で脱リン速度を高める場合には、同時に塊生石灰を多く添加して塩基度を高めるのが一般的である。
それに対し、本実施形態では、微粉生石灰を適切なタイミングで高温の火点に供給することにより、微粉生石灰の使用量を適切な量に抑制しながら、微粉生石灰による、脱リン促進効果と、フォーミング抑制効果とを十分に確保することができる。すなわち、上述したように、瞬時的なカルシウムフェライト液相の生成と、それに続く2CaO・SiO2の生成とが生じ、2CaO・SiO2が、リン酸を固溶しながら、スラグ液相をその間隙に取り込み、全体として10~数10mmの粒状の塊状物へと成長するので、フォーミング抑制、換言すれば、スラグ中の気泡の離脱性が著しく改善される。
加えて、脱リン初期(開始)から融点が低いリサイクルスラグを溶銑(必要に応じてスクラップを含む溶銑)の表面に向けて供給するため、塊生石灰のみの供給と比較して脱珪・脱リン同時処理に有効な初期融液を迅速に形成することもできる。また、リサイクルスラグが迅速に溶銑上のスラグ中に迅速にCaOを供給することができるため、脱珪・脱リン同時処理の効率を低下させることなくコストを低減することができる。さらに、このリサイクルスラグの供給と適切なタイミングの微粉生石灰の供給とによりCaOを効率よく脱リンに利用することができるため、製鋼全体におけるスラグ排出量を低減できるだけでなく、土木用材料として直接利用可能なフリーライムを殆ど含まない脱リンスラグを得ることができる。
上述のように微粉生石灰を供給するタイミングを制御することにより、高価な微粉生石灰の使用量を減らし、より多くの脱炭スラグ、二次精錬スラグを利用することが可能になる。
ここで、溶銑中の珪素濃度は、初期の溶銑中の珪素濃度等の各種操業条件に対応した実操業データやシミュレーションから得ることができる。
また、底吹きに使用する石灰石粉の平均粒径は、32μm~75μmであることが好ましい。この石灰石粉は、CaO源としても作用するが、主に攪拌のために使用される。
さらに、塩基度の微調整のために、鉱物由来の塊状CaO源(例えば、一次CaO源)をホッパー8から供給してもよいが、塩基度の微調整を行う必要がなければ、リサイクルスラグのリサイクル率を高め、かつ、CaO源の利用効率を高めるために、塊状CaO源をできる限り使用しないことが望ましい。具体的には、平均粒径5mm以上の塊状CaO源の量を、溶銑1t当り、7.5kg以下に制限することが好ましく、7.0kg以下または5.0kg以下に制限することがより好ましく、1kg以下に制限することがさらに好ましく、0kgに制限することが最も好ましい。なお、この塊状CaO源を脱リン炉内に供給する場合、塊状CaO源添加工程は、リサイクルスラグ添加工程と同時に開始してもよい。
また、スラグの塩基度制御とフォーミング抑制とを考慮した場合、微粉生石灰(塊状生石灰を添加しない場合)、または、微粉生石灰と塊状CaO源との合計を、溶銑中の1kgのSi当り、3.2kg以下に制限することが好ましい。
さらに、上記のリサイクルスラグ添加工程の開始時に溶銑中の珪素濃度が0.6質量%未満である場合には、二次精錬スラグのみ、または、脱炭スラグ及び二次精錬スラグの両方を使用することが好ましく、脱炭スラグ及び二次精錬スラグの両方を溶銑に供給することがより好ましい。
一方、上記のリサイクルスラグ添加工程の開始時に溶銑中の珪素濃度が0.6質量%以上である場合には、脱炭スラグのみを溶銑に供給することが好ましい。
このようなリサイクルスラグの使い分けにより、スラグのフォーミングをできる限り抑制しながら、効率よくかつバランス良くリサイクルスラグを活用することができる。
ここで、本実施形態が適用される脱リン炉内の溶銑中の初期珪素濃度(酸素ガス吹き付け前)は、特に制限されないが、例えば、0.3質量%以上であってもよく、0.4質量%以上または0.5質量%以上であってもよい。
Mnを含む鋼材として、高張力鋼板(ハイテン鋼)に代表される鋼材の需要が増加傾向にある。このような鋼材は、製品規格として鋼材中に含まれるMn量が規定されているが、鋼中のMn量を調整する際に、主原料である溶銑中に含まれるMnだけではMn量が不足する。そのため、脱炭吹錬(脱炭炉)において鋼中にMn鉱石を添加する一次調整や、脱炭吹錬の終了時(脱炭炉から鋼鍋へ出鋼する際)から二次精錬の終了時までの間にMn合金を添加する最終調整を行っている。
なお、特許文献3に開示されているように、溶銑予備処理においてMn鉱石を溶銑に添加することも行われている。この場合、Mnを含む製品規格の鋼材を製造する際に、Mn鉱石やMn合金が大量に必要となり、コストが増加する。一方、脱珪・脱リン処理において、Mn鉱石の代わりにMnOを含むスラグを使用すると、コスト削減に有効である。
この脱炭吹錬により製造された溶鋼を二次精錬工程に移送し、二次精錬において溶鋼中の化学成分が調整される。この二次精錬後の溶鋼が連続鋳造機に移送され、溶鋼からスラブ等の鋼が製造される。図2では、同一ラインのリサイクルスラグが脱リン炉内に添加されているが、上記実施形態及びその変形例を適用する脱リン炉と異なるラインのリサイクルスラグを脱リン炉内に添加することもできる。
また、上記変形例では、Mnを含むリサイクルスラグが使用されているため、Mnを含む製品規格の鋼材を製造する場合にも、Mn鉱石やMn合金の使用量を従来よりも低減させ、コストアップを抑制することができる。
実施例1~14においては、上方から添加するCaO源として、二次精錬スラグ、脱炭スラグ等のリサイクルスラグを炉内に供給し、微粉生石灰を上吹き酸素ガスとともに火点に供給した。
なお、炉底から溶銑中に吹き込まれた炭酸カルシウムは、(式7)の反応によりCOガスを生成し、攪拌に寄与する(Cは、溶銑中のCである)。
CaCO3+C=CaO+2CO (式7)
ここで、実施例4(溶銑中のSi濃度が約0.15%)では、微粉生石灰の供給開始時間を適切に制御することにより、リサイクルスラグや微粉生石灰の使用量が同レベルである比較例2に比べて溶銑中からより多くのリンをスラグ中に除去することができた。同様に、実施例1~3では、微粉生石灰の供給開始時間(溶銑中のSi濃度が約0.08%)をより適切に制御することにより、リサイクルスラグや微粉生石灰の使用量が同レベルである実施例4~6に比べて溶銑中からより多くのリンをスラグ中に除去することができた。
さらに、リサイクルスラグの添加を開始する際の溶銑(初期の溶銑)中の珪素濃度が0.6%以上である場合に、実施例3では、脱炭スラグのみを使用したため、二次精錬スラグ及び脱炭スラグの両方を使用した実施例7に比べて溶銑中からより多くのリンをスラグ中に除去することができた。
加えて、実施例1~3では、塊生石灰の量を低減することにより、実施例8に比べて同レベルの目標塩基度でより多くのリサイクルスラグを有効活用することができた。
また、実施例1~3では、より十分な攪拌力が溶銑に与えられているため、より高いSi量を含有する溶銑に対して好適に適用することができるだけでなく、実施例9に比べて溶銑中からより多くのリンをスラグ中に除去することもできた。
また、比較例2では、比較的高価な微粉生石灰の供給開始が脱リンと脱珪とが競合するタイミングであったため、高効率脱リンに微粉生石灰を十分活用することができなかった。
実施例10~14では、珪素濃度をほぼ0%まで低下させ、リン濃度を約0.1%から0.015%以下まで十分に低下させることができた。
ここで、MnOの濃度が十分に高い二次精錬スラグ(取鍋スラグ)を脱リン炉内に添加した実施例11~14では、二次精錬スラグを使用しない実施例10に比べて、脱リン処理後のMn濃度が高くなり、脱炭炉におけるMn鉱石の必要投入量が減少した。なお、実施例13では、二次精錬スラグに加え、脱炭スラグも投入した。
比較例3では、脱リン炉に二次精錬スラグ(取鍋スラグ)を投入したが微粉生石灰を供給しなかった。そのため、比較例3では、火点における高効率脱リンを利用できず、実施例10~14に比べて溶銑中からスラグ中に除去されるP量が低下した。また、この場合には、スロッピングを防止するために二次精錬スラグの投入量を僅かな量に制限しなければならず、二次精錬スラグ中のMnを再利用する効果が十分に得られなかった。
2 上吹きランス
3 底吹き羽口
4 酸素ガスタンク
5 窒素ガスタンク
6 下方ブロータンク(底吹き粉体ブロータンク)
7 上方ブロータンク(微粉生石灰ブロータンク)
8 ホッパー(上方ホッパー)
10 脱炭炉
11 上吹きランス
12 酸素ガスタンク
13 底吹きガスタンク
14 底吹き羽口
15 ホッパー
P 溶銑
S スラグ
PLD 溶銑
SLD スラグ
Claims (9)
- 炉の上方から溶銑の表面に向けて酸素ガスを吹き付ける酸素ガス吹き付け工程と;
前記溶銑の表面に向けて、脱炭スラグ、二次精錬スラグの少なくとも一方をリサイクルスラグとして供給するリサイクルスラグ添加工程と;
前記溶銑の表面に吹き付ける前記酸素ガスに、最大粒径が500μm以下の微粉生石灰を随伴させて供給する微粉生石灰添加工程と;
を備え、
前記微粉生石灰添加工程は、前記溶銑中の珪素濃度が0質量%以上かつ0.15質量%以下まで低下した開始時間から開始される
ことを特徴とする溶銑の脱珪・脱リン方法。 - 前記開始時間での前記溶銑中の珪素濃度が0質量%以上かつ0.08質量%以下であることを特徴とする請求項1に記載の溶銑の脱珪・脱リン方法。
- 前記リサイクルスラグ添加工程では、
前記リサイクルスラグ添加工程の開始時に前記溶銑中の珪素濃度が0.6質量%未満である場合に、前記二次精錬スラグのみ、または、前記脱炭スラグ及び前記二次精錬スラグの両方が前記溶銑に供給され、
前記リサイクルスラグ添加工程の開始時に前記溶銑中の珪素濃度が0.6質量%以上である場合に、前記脱炭スラグのみが前記溶銑に供給される
ことを特徴とする請求項1に記載の溶銑の脱珪・脱リン方法。 - 前記リサイクルスラグ添加工程では、前記溶銑の表面に向けて前記二次精錬スラグを供給する場合、前記二次精錬スラグの量が、前記溶銑1t当り0.1~16kgであることを特徴とする請求項1に記載の溶銑の脱珪・脱リン方法。
- 前記溶銑の表面に向けて、固体酸素源を供給する固体酸素源添加工程をさらに備えることを特徴とする請求項1に記載の溶銑の脱珪・脱リン方法。
- 前記溶銑の表面に向けて、平均粒径5mm以上の鉱石由来の塊状CaO源を供給する塊状CaO源添加工程をさらに備え、この塊状CaO源添加工程では、前記塊状CaO源の量が前記溶銑1t当り7.5kg以下に制限されることを特徴とする請求項1に記載の溶銑の脱珪・脱リン方法。
- 前記リサイクルスラグ中のMnOの合計量が0質量%超かつ25質量%以下であることを特徴とする請求項1に記載の溶銑の脱珪・脱リン方法。
- 前記攪拌工程では、前記溶銑中に吹き込まれる前記ガスに、石灰石粉を随伴させて供給することを特徴とする請求項8に記載の溶銑の脱珪・脱リン方法。
Priority Applications (4)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| KR1020137020963A KR101430377B1 (ko) | 2011-02-10 | 2012-02-10 | 용선의 탈규 탈인 동일 처리 방법 |
| CN201280008125.8A CN103370426B (zh) | 2011-02-10 | 2012-02-10 | 铁液的脱硅和脱磷方法 |
| JP2012530820A JP5170348B2 (ja) | 2011-02-10 | 2012-02-10 | 溶銑の脱珪・脱リン方法 |
| BR112013020045A BR112013020045B1 (pt) | 2011-02-10 | 2012-02-10 | método de dessiliconização e desfosforação de ferro gusa fundido |
Applications Claiming Priority (4)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2011027338 | 2011-02-10 | ||
| JP2011-027338 | 2011-02-10 | ||
| JP2011041220 | 2011-02-28 | ||
| JP2011-041220 | 2011-02-28 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| WO2012108529A1 true WO2012108529A1 (ja) | 2012-08-16 |
Family
ID=46638741
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PCT/JP2012/053132 Ceased WO2012108529A1 (ja) | 2011-02-10 | 2012-02-10 | 溶銑の脱珪・脱リン方法 |
Country Status (5)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JP5170348B2 (ja) |
| KR (1) | KR101430377B1 (ja) |
| CN (1) | CN103370426B (ja) |
| BR (1) | BR112013020045B1 (ja) |
| WO (1) | WO2012108529A1 (ja) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPWO2020208768A1 (ja) * | 2019-04-11 | 2020-10-15 | ||
| JP2022006385A (ja) * | 2020-06-24 | 2022-01-13 | Jfeスチール株式会社 | 転炉脱りん処理用上吹きランスおよび転炉吹錬方法 |
| JP2023049462A (ja) * | 2021-09-29 | 2023-04-10 | 日本製鉄株式会社 | 溶銑の脱りん方法 |
Families Citing this family (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP6544480B2 (ja) * | 2016-03-17 | 2019-07-17 | 日本製鉄株式会社 | 溶銑予備処理方法 |
| KR102221483B1 (ko) * | 2019-06-20 | 2021-03-02 | 주식회사 에스에이씨 | 저탄소 및 저린 페로망간 합금철 제조 방법 및 설비 |
| CN113621869B (zh) * | 2021-08-27 | 2022-06-21 | 昆明理工大学 | 一种从含铂族金属的铁硅磷合金中去除硅和磷的方法 |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPH0718318A (ja) * | 1993-06-30 | 1995-01-20 | Nippon Steel Corp | 転炉精錬方法 |
| JPH11269524A (ja) * | 1998-03-19 | 1999-10-05 | Nippon Steel Corp | 溶銑予備処理方法 |
| JP2002047509A (ja) * | 2000-07-31 | 2002-02-15 | Sumitomo Metal Ind Ltd | 溶銑の精錬方法 |
| JP2002256320A (ja) * | 2001-02-27 | 2002-09-11 | Nippon Steel Corp | 溶銑の脱珪・脱りん方法 |
| JP2010150574A (ja) * | 2008-12-24 | 2010-07-08 | Nippon Steel Corp | 溶銑の脱珪脱りん方法 |
-
2012
- 2012-02-10 JP JP2012530820A patent/JP5170348B2/ja active Active
- 2012-02-10 WO PCT/JP2012/053132 patent/WO2012108529A1/ja not_active Ceased
- 2012-02-10 BR BR112013020045A patent/BR112013020045B1/pt active IP Right Grant
- 2012-02-10 CN CN201280008125.8A patent/CN103370426B/zh active Active
- 2012-02-10 KR KR1020137020963A patent/KR101430377B1/ko active Active
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPH0718318A (ja) * | 1993-06-30 | 1995-01-20 | Nippon Steel Corp | 転炉精錬方法 |
| JPH11269524A (ja) * | 1998-03-19 | 1999-10-05 | Nippon Steel Corp | 溶銑予備処理方法 |
| JP2002047509A (ja) * | 2000-07-31 | 2002-02-15 | Sumitomo Metal Ind Ltd | 溶銑の精錬方法 |
| JP2002256320A (ja) * | 2001-02-27 | 2002-09-11 | Nippon Steel Corp | 溶銑の脱珪・脱りん方法 |
| JP2010150574A (ja) * | 2008-12-24 | 2010-07-08 | Nippon Steel Corp | 溶銑の脱珪脱りん方法 |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPWO2020208768A1 (ja) * | 2019-04-11 | 2020-10-15 | ||
| WO2020208768A1 (ja) * | 2019-04-11 | 2020-10-15 | 日本製鉄株式会社 | 効率の高い溶融鉄合金の精錬方法 |
| JP7158570B2 (ja) | 2019-04-11 | 2022-10-21 | 日本製鉄株式会社 | 効率の高い溶融鉄合金の精錬方法 |
| JP2022006385A (ja) * | 2020-06-24 | 2022-01-13 | Jfeスチール株式会社 | 転炉脱りん処理用上吹きランスおよび転炉吹錬方法 |
| JP7380444B2 (ja) | 2020-06-24 | 2023-11-15 | Jfeスチール株式会社 | 転炉脱りん処理用上吹きランスおよび転炉吹錬方法 |
| JP2023049462A (ja) * | 2021-09-29 | 2023-04-10 | 日本製鉄株式会社 | 溶銑の脱りん方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN103370426B (zh) | 2014-10-15 |
| KR20130105732A (ko) | 2013-09-25 |
| JPWO2012108529A1 (ja) | 2014-07-03 |
| KR101430377B1 (ko) | 2014-08-13 |
| CN103370426A (zh) | 2013-10-23 |
| BR112013020045B1 (pt) | 2018-07-24 |
| BR112013020045A2 (pt) | 2016-10-25 |
| JP5170348B2 (ja) | 2013-03-27 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JP6693536B2 (ja) | 転炉製鋼方法 | |
| JP5170348B2 (ja) | 溶銑の脱珪・脱リン方法 | |
| WO1995001458A1 (en) | Steel manufacturing method using converter | |
| JP6665884B2 (ja) | 転炉製鋼方法 | |
| JP6011728B2 (ja) | 溶銑の脱燐処理方法 | |
| WO2014068933A1 (ja) | 溶銑の精錬方法 | |
| JP2018024898A (ja) | 脱りん効率と鉄分歩留に優れた溶銑の脱りん方法 | |
| JP5233378B2 (ja) | 溶銑の脱燐方法 | |
| JP5268019B2 (ja) | 溶銑の脱りん方法 | |
| JP2006274349A (ja) | 鋼の精錬方法 | |
| JP6773131B2 (ja) | 溶銑の予備処理方法と極低燐鋼の製造方法 | |
| JP6992604B2 (ja) | リン酸スラグ肥料の製造方法 | |
| JP5772645B2 (ja) | 溶銑の脱りん処理方法 | |
| JP2002220615A (ja) | 転炉製鋼方法 | |
| JP5272378B2 (ja) | 溶銑の脱燐処理方法 | |
| WO2007100109A1 (ja) | 溶銑脱燐方法 | |
| JP4894325B2 (ja) | 溶銑の脱燐処理方法 | |
| JP4210011B2 (ja) | 転炉を用いた溶銑の脱燐方法 | |
| JP4977870B2 (ja) | 製鋼方法 | |
| JP5286892B2 (ja) | 溶銑の脱りん精錬方法 | |
| JP5131870B2 (ja) | 溶銑の脱燐処理方法 | |
| JP2001049320A (ja) | 高燐鉱石を原料とする鉄鋼製造方法 | |
| JP2016079462A (ja) | 溶銑の精錬方法 | |
| JP5402383B2 (ja) | 転炉を用いる製鋼精錬プロセスおよび低燐鋼の製造方法 | |
| JP7803466B1 (ja) | 溶鉄の精錬方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| WWE | Wipo information: entry into national phase |
Ref document number: 2012530820 Country of ref document: JP |
|
| 121 | Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application |
Ref document number: 12745183 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |
|
| ENP | Entry into the national phase |
Ref document number: 20137020963 Country of ref document: KR Kind code of ref document: A |
|
| NENP | Non-entry into the national phase |
Ref country code: DE |
|
| REG | Reference to national code |
Ref country code: BR Ref legal event code: B01A Ref document number: 112013020045 Country of ref document: BR |
|
| 122 | Ep: pct application non-entry in european phase |
Ref document number: 12745183 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |
|
| ENP | Entry into the national phase |
Ref document number: 112013020045 Country of ref document: BR Kind code of ref document: A2 Effective date: 20130806 |









