WO2018123666A1 - 溶銑の脱燐方法及び精錬剤 - Google Patents

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勇輔 藤井
中井　由枝
幹洋 森
孝彦 前田
菊池　直樹
範孝 西口
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Ｊｆｅスチール株式会社
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Definitions

  • the present invention relates to a hot metal dephosphorization method and a refining agent.
  • an oxygen source such as gaseous oxygen (oxygen gas) or solid iron oxide is supplied to the hot metal as a dephosphorizing agent, and the phosphorus in the hot metal is oxidized with oxygen in the dephosphorizing agent to obtain a phosphorus oxide (P 2 O 5 ), and the produced phosphorus oxide is absorbed into the slag for dephosphorization refining.
  • oxygen gas gaseous oxygen
  • solid iron oxide solid iron oxide
  • a lime refining agent As a refining agent for forming slag for dephosphorization refining, a lime refining agent is generally used. In recent years, it has been demanded to reduce slag generated in the steelmaking process from the viewpoint of environmental protection measures. However, since the dephosphorization of hot metal is a low temperature treatment advantageous for the dephosphorization reaction, relatively little slag is produced. Can be processed in quantity.
  • Such hot metal dephosphorization is performed by adding a refining agent to the hot metal in the converter and blowing up gaseous oxygen, or by dephosphorizing or dephosphorizing the hot metal contained in a kneading car or hot metal pan. Processes are selected and implemented according to the facilities and environment of each steelworks, such as the method of blowing smelting agent and smelting agent.
  • the method using a converter has the advantage that hot metal with low phosphorus concentration can be produced in a short time because gaseous oxygen can be blown onto the hot metal at a high flow rate, but the existing converter capacity If there is no allowance and a new installation is required, high equipment costs are required.
  • the progress of decarburization is unavoidable, and there is a problem of a decrease in thermal margin in the subsequent process due to a decrease in the carbon concentration of the hot metal.
  • the method of using a kneading car or hot metal ladle is a process that uses an existing hot metal transfer container, so the equipment cost is low, and even if there is no margin in the converter capacity, you can enjoy the benefits of hot metal dephosphorization.
  • iron oxide which is a dephosphorizing agent
  • a refining agent are blown into the bath to ensure contact between the iron oxide and the refining agent in the bath, thereby promoting the hatching of the refining agent and the dephosphorization reaction. It aims to make it.
  • simply injecting iron oxide and a refining agent has few opportunities for contact between the iron oxide and the refining agent.
  • the meltability of slag can be obtained by using a CaF 2 -based solvent such as fluorite as a hatching accelerator for a refining agent.
  • a technique for improving the dephosphorization reactivity has been widely used.
  • Patent Document 1 the use of a CaF 2 -based solvent such as fluorite as a hatching accelerator for a refining agent improves the meltability of the slag for dephosphorization refining reaction.
  • a technique for improving the performance has been proposed.
  • CaF 2 based medium solvent such as fluorite development of a method capable of performing highly efficient dephosphorization has been strongly desired.
  • Patent Document 2 as a method of efficiently dephosphorizing without using a CaF 2 -based solvent, iron oxide is added from above the bath surface to the hot metal held in the hot metal holding container.
  • the iron oxide bath injection area is 40% or more of the blowing area on the lime refining agent bath area in terms of area ratio.
  • a method of dephosphorizing by adding iron oxide so as to wrap is proposed.
  • Patent Document 3 discloses that hot oxygen held in a hot metal holding container is sprayed with gaseous oxygen from above the bath surface, and a lime refining agent or a lime refining agent and a solid dephosphorizing agent are provided below the bath surface.
  • dephosphorization treatment is performed by blowing (iron oxide) together with the carrier gas, the blowing strength of the gaseous oxygen is within a predetermined level, and the blowing position of the gaseous oxygen blowing position and the carrier gas blowing surface
  • a method for promoting the hatching and dephosphorization reaction of a lime-based refining agent by specifying the positional relationship of the above has been proposed.
  • the present invention has been made paying attention to the above-mentioned problems, and provides a hot metal dephosphorization method and a refining agent capable of increasing the dephosphorization efficiency without using a CaF 2 -based solvent. It is an object.
  • a hot metal dephosphorization method characterized by using a refining agent having an Ig-loss value of 4.0% by mass or more and 35.0% by mass or less and containing 60% by mass or more of quicklime.
  • a refining agent having an Ig-loss value of 4.0% by mass or more and 35.0% by mass or less containing quick lime 60% by mass or more and used for dephosphorization treatment of hot metal.
  • a hot metal dephosphorization method and a refining agent capable of improving the dephosphorization efficiency without using a CaF 2 -based solvent.
  • the CaF 2 -based solvent plays an important role in ensuring the meltability of the slag, and the CaF 2 -based solvent is not used in our experiments. In some cases, it was confirmed that the added refining agent was not hatched apparently and the dephosphorization reaction efficiency was lowered.
  • the present inventors remarkably improved the dephosphorization efficiency by adding a lime-based refining agent having an Ig-loss value of 4.0% by mass or more and 35.0% by mass or less while repeating the experiment. Furthermore, when this refining agent is blown together with the carrier gas from an injection lance immersed in hot metal, the dephosphorization efficiency is further improved by satisfying equations (1) to (3), and the present invention has been developed. It came to do. Ig-loss (ignition loss, ignition loss) is measured as a weight loss (derived from volatile matter such as H 2 O and CO 2 ) when the sample is ignited to a constant weight at 1050 ⁇ 50 ° C. .
  • ⁇ g is the carrier gas stirring power [W / t]
  • ⁇ P is the energy of the lime source
  • Q is the carrier gas flow rate [Nm 3 / min] (where N and Means the standard state of gas of 101325 Pa, 273.15 K.)
  • W is the amount of hot metal [t]
  • T 1 is the hot metal temperature [° C.]
  • T g is the temperature of the carrier gas [° C.]
  • h is the injection lance. immersion depth of the [m]
  • P is atmospheric pressure [Pa]
  • m is the speed blowing lime source [g / s]
  • d 0 is the nozzle diameter of the injection lance [cm].
  • Ig. Loss is ignition loss (Ig-loss value) [mass%]
  • m 0 is the mass of the sample of the refining agent before heating [g]
  • m 1 is the weight loss of the sample [g].
  • the hot metal dephosphorization method and refining agent based on one Embodiment of this invention based on the said knowledge are demonstrated.
  • the hot metal 2 is dephosphorized using the hot metal holding container 1, which is a hot metal ladle, as a reaction container.
  • the hot metal 2 is extracted from the blast furnace, and may be subjected to desiliconization treatment before dephosphorization treatment.
  • a method of spraying oxygen gas onto the hot metal 2 or a method of adding an oxidant containing solid oxygen such as iron oxide to the hot metal 2 in a blast furnace casting bed or hot metal transfer container is used. May be.
  • the hot metal 2 is dephosphorized using the dephosphorization equipment shown in FIG.
  • the processing facility includes an injection lance 3, an upper blowing lance 4, and an input chute 5.
  • the injection lance 3 is a lance that extends in the vertical direction (vertical direction in FIG. 1), and is arranged so that the central axis substantially overlaps the center of the hot metal holding container 1 in plan view. Further, the injection lance 3 is configured such that the upper end side in the vertical direction is connected to a lifting device (not shown) and can be lifted and lowered in the vertical direction.
  • the injection lance 3 has an inner hole extending in the vertical direction inside, and has two discharge ports that communicate with the inner hole on the outer peripheral surface on the lower end side in the vertical direction and face each other in the radial direction of the injection lance 3. .
  • the injection lance 3 is supplied with a carrier gas 6 and a smelting agent 7 as a lime source from a refining agent supply device (not shown) from the upper end side of the inner hole.
  • the injection lance 3 has the carrier gas 6 and the refining agent 7 supplied from the refining agent supply device in a state where the lower end side is immersed below the bath surface of the hot metal 2. It blows into the hot metal 2 from two discharge ports.
  • the carrier gas 6 is an inert gas (inert gas such as Ar gas or N 2 gas), compressed air, or the like, assisting the transportation of the refining agent 7 until it is blown into the hot metal, and stirring the hot metal 2.
  • the refining agent 7 is a lime-based refining agent mainly composed of CaO, containing 60% or more of CaO, and having an Ig-loss value of 4.0% by mass or more and 35.0% by mass or less.
  • the refining agent 7 preferably has a particle size of 2 mm or less. By setting the particle size of the refining agent 7 to 2 mm or less, the melting (hatching) speed of the refining agent 7 is improved.
  • the refining agent 7 blown into the hot metal 2 melts (incubates) with the heat of the hot metal 2 while floating in the hot metal 2 to form a slag 8 that floats on the bath surface of the hot metal 2.
  • the refining agent 7 preferably has a total pore volume of 0.1 mL / g or more of pores having a pore diameter ranging from 0.5 ⁇ m to 10 ⁇ m. Thereby, since melting of CaO is further promoted, the dephosphorization efficiency can be further improved. Furthermore, the specific surface area of the refining agent 7 is desirably 0.5 m 2 / g or more and 5 m 2 / g or less. The specific surface area of the refining agent 7 can be measured by, for example, the BET method (multipoint method). In this measurement method, for example, as a pretreatment, vacuum deaeration is performed at 120 ° C. for 8 hours using a BELPREP-vac II apparatus.
  • the BET method multipoint method
  • the specific surface area is calculated by measuring an adsorption isotherm by nitrogen using a low volume method.
  • the adsorption temperature is 77 K
  • the adsorbate cross-sectional area is 0.162 nm 2
  • the saturated vapor pressure is an actual measurement value.
  • the equilibrium waiting time after reaching the adsorption equilibrium state where the pressure change during adsorption / desorption becomes a predetermined value or less is set to 500 seconds.
  • the injection lance 3 is configured so that a mixture of quick lime having an Ig-loss value of 4.0% by mass or less as a lime source mixed with the refining agent 7 is blown into the molten iron 2 together with the carrier gas 6 as necessary. May be.
  • the upper blowing lance 4 is a lance arranged above the hot metal holding container 1 and jets gas or powder from two nozzles provided at the lower end. In the present embodiment, the upper blowing lance 4 is formed with two different paths: a path for supplying the gaseous oxygen source 9 and a path for supplying the carrier gas 10 and the dephosphorizing agent 11.
  • the upper ends of the upper blowing lances 4 of these two paths are connected to a supply device (not shown) for the gaseous oxygen source 9 and a supply device (not shown) for the carrier gas 10 and the dephosphorization agent 11, respectively.
  • a carrier gas 10 including a gaseous oxygen source 9 and a dephosphorization agent 11 supplied from these supply devices is supplied from the two nozzles provided at the lower end of the upper blowing lance 4 to the bath surface of the hot metal 2 below in the vertical direction. Each is injected toward.
  • the gaseous oxygen source 9 is an oxygen source in the dephosphorization process, and oxidizes phosphorus in the hot metal 2.
  • oxygen gas including industrial pure oxygen
  • air oxygen-enriched air
  • it is preferable to use oxygen gas because the dephosphorization reaction rate is faster than when other gases are used.
  • oxygen concentration higher than air, in order to ensure the dephosphorization reaction rate.
  • the carrier gas 10 injected from the top blowing lance 4 may be the same gas as the carrier gas 6 blown from the injection lance 3 or may be oxygen gas.
  • the dephosphorizing agent 11 injected from the top blowing lance 4 is a solid oxygen source including an iron oxide source, and is made of iron ore, mill scale, iron sand, dust collection dust (from exhaust gas in a blast furnace, converter, sintering process, etc.) Recovered iron-containing dust).
  • the dephosphorizing agent 11 is preferably in the form of fine powder having a particle size of 1 mm or less, and it is more preferable that the dephosphorizing agent 11 is iron sand or fine powdered iron ore having a particle size of 1 mm or less because there is no need for pulverization treatment.
  • iron sand not only functions as a solid oxygen source, but also has a function as a hatching accelerator of the refining agent 7 mainly composed of CaO since it contains about 7 to 10% by mass of titanium oxide. It is particularly suitable
  • the charging chute 5 is a chute arranged vertically above the hot metal holding container 1 and adds a dephosphorizing agent 12 cut out from a hopper (not shown) to the bath surface of the hot metal 2.
  • the dephosphorizing agent 12 added from the charging chute 5 is a solid oxygen source containing an iron oxide source, like the dephosphorizing agent 11 injected from the top blowing lance 4.
  • a dephosphorizing agent 12 having a particle diameter larger than that of the dephosphorizing agent 11 injected from the top blowing lance 4 may be used as the dephosphorizing agent 12 added from the charging chute 5.
  • gaseous oxygen source 9 injected from the top blowing lance 4 and the dephosphorizing agent 11 as the solid oxygen source, and the dephosphorizing agent 12 as the solid oxygen source added from the charging chute 5 are collectively referred to as an oxygen source. .
  • the hot metal holding container 1 in which the hot metal 2 is accommodated is disposed at a predetermined processing position of the dephosphorization processing facility shown in FIG. 2 is immersed under the bath surface.
  • the carrier gas 6 and the refining agent 7 are blown from the injection lance 3 into the molten iron 2, the gaseous oxygen source 9, the carrier gas 10 and the dephosphorizing agent 11 are injected from the top blowing lance 4, and the charging chute 5
  • the dephosphorization agent 11 is added (dephosphorization process).
  • the hot metal holding vessel 1 is used as a reaction vessel, and a refining agent 7 which is a lime source mainly composed of CaO and a solid oxygen source which is a gaseous oxygen source 9 and dephosphorizing agents 11 and 12 are added to the hot metal 2.
  • a refining agent 7 which is a lime source mainly composed of CaO and a solid oxygen source which is a gaseous oxygen source 9 and dephosphorizing agents 11 and 12 are added to the hot metal 2.
  • the refining agent 7 hatches to form a slag 8 that floats on the bath surface of the molten iron 2.
  • the oxygen source generates phosphorus oxide by oxidizing phosphorus in the hot metal 2.
  • the produced phosphorous oxide is taken into the slag 8 to remove phosphorus from the hot metal 2.
  • the stirring power of the hot metal 2 is preferably set to 300 W / t or more in order to obtain sufficient stirring properties. Moreover, if the stirring of the hot metal 2 is too strong, there is a possibility that the generated FeO will reduce the carbon in the hot metal 2 too much, so the stirring power of the hot metal 2 is preferably 1000 W / t or less.
  • the dephosphorization treatment is performed by blowing the refining agent 7 as a lime source together with the carrier gas 6 from the injection lance 3 into the hot metal 2 as in this embodiment, the conditions satisfying the above formulas (1) to (3) are satisfied. It is preferable to blow in the carrier gas 6 and the lime source. By setting the conditions to satisfy the formulas (1) to (3), the hot metal 2 is stirred with a sufficient stirring property, so that the dephosphorization process can be performed efficiently.
  • the immersion depth h of the injection lance 3 is preferably 1.5 m or more. When the immersion depth h is less than 1.5 m, the gas blows out and the molten iron 2 is scattered violently.
  • the reaction shown in the following formulas (5) and (6) occurs, thereby generating H 2 O gas and CO 2 gas.
  • the hatching of CaO is promoted.
  • the Ig-loss value is 4.0 mass% or more and 35.0 mass% or less, H 2 O gas and CO 2 gas are appropriately generated and hatching is promoted.
  • Dephosphorization reaction is promoted.
  • the Ig-loss value is less than 4.0% by mass, the generation of H 2 O gas and CO 2 gas is reduced, so that a sufficient effect of improving the dephosphorization efficiency cannot be obtained.
  • the Ig-loss value exceeds 35.0% by mass, the CaO pure content in the refining agent 7 is reduced, so that a sufficient effect of improving the dephosphorization efficiency cannot be obtained.
  • quick lime having an Ig-loss value of less than 4.0 mass% may be mixed and blown into the refining agent 7 as a lime source.
  • the ratio of the refining agent 7 is 20% by mass or more in what is blown as the lime source.
  • the ratio of the refining agent 7 is less than 20% by mass, the effect of promoting the hatching of CaO is reduced, and thus the effect of improving the dephosphorization efficiency is reduced.
  • the Si concentration of the hot metal 2 is as high as 0.40% by mass or more, the slag 8 may be ejected from the hot metal holding container 1 due to forming (foaming phenomenon). For this reason, when forming occurs, it is necessary to reduce the acid feed rate at which the oxygen source is added, leading to a reduction in productivity. However, by blowing the refining agent 7 from the injection lance 3 into the molten iron 2, the slag 8 is degassed by the generated gas such as CO 2 or H 2 O, and therefore, the forming of the slag 8 can be suppressed.
  • the basicity of the slag 8 after the dephosphorization treatment (the mass ratio of CaO to SiO 2 in the slag, [% CaO] / [% SiO 2 ]) is set to 1.8 or more and 3. It is desirable to control to about 5 or less.
  • the addition amount of the refining agent 7 is appropriately determined according to the component of the hot metal 2 before the dephosphorization of the hot metal 2, the component of the hot metal 2 after the target dephosphorization, the amount of the hot metal 2, and the like.
  • the gaseous oxygen source 9 injected from the upper blowing lance 4 is sprayed on the bath surface of the hot metal 2.
  • the bath surface region (fire point) of the hot metal 2 to which the gaseous oxygen source 9 is sprayed is a bath surface region in which the refining agent 7 blown from the injection lance 3 rises as shown in FIG. It is preferable to superimpose.
  • the decarburization reaction by the gaseous oxygen source 9 is dominant at the fire point, and due to heat generation such as the decarburization reaction, the dephosphorization process normally becomes a high temperature exceeding 2000 ° C.
  • hatching of the refining agent 7 is further promoted by superimposing the position of the fire point on the bath surface position to which the refining agent 7 is supplied.
  • the dephosphorization reaction is promoted at a lower temperature in terms of thermodynamics, and therefore, the reaction occurs at a peripheral portion of about 1800 ° C. or less, slightly away from the fire point.
  • the reactions shown in the equations (5) and (6) for the refining agent 7 are endothermic reactions, the position of the fire point is superimposed on the bath surface position to which the refining agent 7 is supplied.
  • a cooling effect of the hot spot is also obtained. For this reason, it is possible to further promote the dephosphorization reaction.
  • the dephosphorization agents 11 and 12 which are solid oxygen sources are added to the hot metal 2 by blowing from the top blowing lance 4 and charging from the charging chute 5.
  • the oxygen source contributing to the dephosphorization reaction is more solid than the gaseous oxygen source 9 as the solid oxygen source. Increases efficiency.
  • the temperature rise due to decarburization heat generation becomes dominant.
  • the temperature rise is suppressed because heat is absorbed during decomposition of the solid oxygen source.
  • the solid oxygen source by using a solid oxygen source, it is possible to maintain a temperature advantageous for the dephosphorization reaction.
  • a temperature condition that can melt the solid oxygen source is necessary.
  • the solid oxygen source becomes FeO after melting and has a function of increasing the FeO component in the slag 8 which contributes to the dephosphorization reaction. To promote.
  • the dephosphorization agent 11 injected together with the carrier gas 10 from the top blowing lance 4 is sprayed near the hot spot of the bath surface where the gaseous oxygen source 9 is injected as shown in FIG. Is preferred.
  • the dephosphorization agent 11 which is a solid oxygen source added from the top blowing lance 4 is supplied to a region close to the fire point where the dephosphorization reaction is substantially promoted.
  • the dephosphorizing agent 11 is supplied by a carrier gas 10 having a lower oxygen concentration than the gaseous oxygen source 9. For this reason, since the temperature of the region to which the dephosphorizing agent 11 is supplied does not rise excessively, dephosphorization is further promoted by the good reactivity of the dephosphorizing agent 11. For example, the dephosphorization capacity at 1800 ° C. is almost doubled compared to the dephosphorization capacity at 2000 ° C. by thermodynamic estimation.
  • the addition amount of the solid oxygen source which is the total addition amount of the dephosphorization agent 11 and the dephosphorization agent 12, is not accelerated when the increase in the FeO concentration in the slag 8 is reduced. It is sufficient that the amount of FeO is sufficiently large.
  • the upper limit of the addition amount of the solid oxygen source may be an amount that does not cause the problem of heat removal by the solid oxygen source according to the equipment specifications. For example, when dephosphorization is performed in the hot metal holding container 1 of about 100 ton to 350 ton, the solid oxygen source is 0.1 kg with respect to 1 Nm 3 of pure oxygen gas in the standard state of the gaseous oxygen source 9 supplied to the bath surface. It is preferable to add in the range of 2 kg or less.
  • addition amount of the solid oxygen source When the addition amount of the solid oxygen source is less than 0.1 kg, the effect expected in this treatment mode cannot be obtained sufficiently. On the other hand, when the addition amount of the solid oxygen source exceeds 2 kg, the heat removal on the supply surface of the solid oxygen source becomes large, the hatching of the slag 8 becomes insufficient, and the dephosphorization ability decreases.
  • a more preferable addition amount of the solid oxygen source is 0.3 kg or more and 2 kg or less.
  • the ratio of the dephosphorizing agent 11 added from the top blowing lance 4 and the dephosphorizing agent 12 added from the charging chute 5 is appropriately determined according to the addition amount of the solid oxygen source, equipment specifications, and the like.
  • the addition amount of the dephosphorizing agent 11 is set so that the dephosphorizing efficiency is maximized. It is preferable that the maximum amount that can be added during the dephosphorization treatment is set, and the additional amount of the solid oxygen source that is necessary is set as the addition amount of the dephosphorization agent 12. In this case, if the addition of the dephosphorizing agent 11 from the top blowing lance 4 is sufficient, the addition of the dephosphorizing agent 12 from the charging chute 5 may not be performed.
  • the use ratio of the solid oxygen source and the gaseous oxygen source 9 is set according to the temperature before and after the treatment of the hot metal 2 while maintaining the above range.
  • the FeO concentration in the slag 8 is preferably in the range of 10% by mass to 50% by mass, and in the range of 10% by mass to 30% by mass. More suitable. For this reason, it is preferable to adjust the supply amount or supply speed of the solid oxygen source so that the FeO concentration in the slag 8 is maintained within this range as much as possible during the dephosphorization process.
  • the process is completed until the temperature / component of the hot metal 2 reaches the target or the oxygen source is added in a preset amount.
  • the addition of the gaseous oxygen source 9 and the dephosphorization agent 11 by the top blowing lance 4 and the addition of the dephosphorization agent 12 from the charging chute 5 do not need to be performed continuously over the entire period of the dephosphorization process, and are intermittent. Addition may be made.
  • the addition of the refining agent 7 from the injection lance 3 may be continuously performed, the blowing of the carrier gas 6 for the purpose of stirring the molten metal 2 is continuously performed over the entire period of the dephosphorization process. It is preferable.
  • the hot metal holding container 1 is a hot metal ladle, but the present invention is not limited to such an example.
  • the hot metal holding container 1 is not limited as long as it can accommodate the hot metal 2 and can be processed by the same dephosphorization equipment as described above.
  • the hot metal holding container 1 may be a container such as a topped car that is a hot metal transfer container.
  • the carrier gas 6 and the refining agent 7 are blown from the injection lance 3, and the gaseous oxygen source 9, the carrier gas 10, and the dephosphorization agent 11 as the solid oxygen source are blown from the top blowing lance 4.
  • the dephosphorization agent 12 that is a solid oxygen source is blown from the chute 5, the present invention is not limited to such an example.
  • the oxygen source only one of the solid oxygen source and the gaseous oxygen source 9 may be used.
  • both the solid oxygen source and the gaseous oxygen source 9 are used from the viewpoint of promoting the hatching and dephosphorization of the refining agent 7. It is preferable.
  • the solid oxygen source may be supplied only from the top blowing lance 4 or may be added only from the charging chute 5.
  • the solid oxygen source is preferably added (projected) together with the carrier gas 10 from the top blowing lance 4 because the dephosphorization promoting effect is obtained by improving the oxygen potential of the slag 8 and cooling the fire point.
  • the solid oxygen source should be added near the hot spot of the bath surface of the hot metal 2 for the same reason as when charging from the top blowing lance 4. Is preferred.
  • the solid oxygen source may be blown together with the carrier gas 6 from the injection lance 3.
  • the dephosphorizing agent that is a solid oxygen source blown from the injection lance 3 may have the same configuration as the dephosphorizing agents 11 and 12 of the above embodiment.
  • only the solid oxygen source may be blown from the injection lance 3 together with the carrier gas 6, or the solid oxygen source and the refining agent 7 may be blown together with the carrier gas 6.
  • the refining agent 7 may be added from the charging chute 5 or may be added together with the carrier gas 10 from the upper blowing lance 4.
  • the gaseous oxygen source 9 may be blown from the injection lance 3.
  • the gaseous oxygen source 9 may be blown from only the injection lance 3 or may be blown from both the upper blow lance 4 and the injection lance 3.
  • at least one of the refining agent 7 and the solid oxygen source may be blown from the injection lance 3 simultaneously with the gaseous oxygen source 9.
  • the refining agent 7 may be added to the hot metal 2 from the top blowing lance 4 or the charging chute 5.
  • the refining agent 7 when the refining agent 7 is added from the top blowing lance 4, the refining agent 7 is injected into the hot metal 2 together with the carrier gas 10 in the same manner as when the dephosphorizing agent 11 is added.
  • the refining agent 7 added from the top blowing lance 4 or the input chute 5 may have an Ig-loss value of 4.0% by mass or more and 35.0% by mass or less. It may be different from the embodiment.
  • the hot metal 2 was stirred with the carrier gas 6 blown from the injection lance 3
  • this invention is not limited to this example.
  • a configuration may be adopted in which the hot metal 2 is stirred by embedding a nozzle in the furnace bottom of the hot metal holding container 1 and blowing a stirring gas similar to the carrier gas 6 into the hot metal 2 from this nozzle.
  • the phosphorus removal treatment may be performed using at least one of the upper blowing lance 4 and the charging chute 5 without using the injection lance 3. Good.
  • the oxygen source and the refining agent 7 are added to the hot metal 2 using at least one of the top blowing lance 4 and the charging chute 5.
  • the hot metal 2 accommodated in the hot metal holding container 1 is supplied with a refining agent 7 and an oxygen source (dephosphorizing agents 11 and 12 and gaseous oxygen).
  • the refining agent 7 has an Ig-loss value of 4.0% by mass or more and 35.0% by mass or less, and quick lime is 60% by mass or more. Use what is included.
  • the configuration of (1) above when dephosphorization is performed using the lime-based refining agent 7 having excellent reactivity, H 2 O gas and CO 2 gas are appropriately generated, and hatching is promoted. Therefore, the dephosphorization reaction is promoted.
  • the specific surface area of the refining agent 7 is 0.5 m 2 / g or more and 5 m 2 / g or less. According to the configuration of (3) above, the wettability between the hot metal 2 and the refining agent 7 is improved, so that the dephosphorization efficiency can be further improved.
  • the dephosphorization efficiency can be further improved by using only the refining agent 7 having high reactivity and excellent hatchability as a lime source.
  • the refining agent according to one embodiment of the present invention has an Ig-loss value of 4.0% by mass or more and 35.0% by mass or less, includes quick lime 60% by mass or more, and is used for hot metal dephosphorization treatment. . According to the configuration of (5), the same effect as the configuration of (1) can be obtained.
  • Example 1 performed by the present inventors will be described.
  • dephosphorization treatment was performed by changing the Ig-loss value of the lime source as the refining agent 7, and the influence of the Ig-loss value on the dephosphorization rate was investigated. did.
  • the hot metal 2 discharged from the blast furnace and desiliconized in the blast furnace casting floor was transferred to a hot metal ladle having a capacity of 250 tons as the hot metal holding container 1, and the dephosphorization process shown in FIG. Transported to equipment.
  • the refining agent lime source is blown from the injection lance 3
  • the gaseous oxygen source 9 and the dephosphorizing agent 11 are injected from the top blowing lance 4
  • the dephosphorizing agent 12 from the charging chute 5 is injected.
  • the dephosphorization process was performed by adding. Prior to the dephosphorization treatment, the silicon concentration of the hot metal 2 was 0.15 mass%, the carbon concentration was 4.5 mass%, and the phosphorus concentration was 0.121 mass% to 0.125 mass%.
  • Example 1 as a solid oxygen source for the dephosphorization agents 11 and 12, sand iron having an average particle diameter of 500 ⁇ m was added in a total amount of 10 kg / t (amount per ton of hot metal) from the top blowing lance 4 and the charging chute 5.
  • an inert gas was used as the carrier gas 10.
  • a gaseous oxygen source 9 was sprayed onto the hot metal 2 at an acid feed rate of 1500 Nm 3 / hr to 2000 Nm 3 / hr.
  • the lance height of the upper blowing lance 4 (the distance from the lower end of the upper blowing lance 4 to the bath surface of the hot metal 2) was set to 1.0 m to 1.5 m.
  • the lime source 50% by mass of lime-based refining agent 7 and 50% by mass of quick lime were used.
  • the refining agent 7 had an Ig-loss value of 4.0 mass% to 35.0 mass% and a specific surface area of 0.41 to 0.42 m 2 / g.
  • an inert gas is used as the carrier gas 6
  • the stirring power ( ⁇ g + ⁇ P ) that is the sum of the stirring power of the carrier gas and the energy of the lime source shown in Formula (1). was 265 W / t.
  • the dephosphorization processing time which is the processing time for supplying a predetermined amount of oxygen source to the hot metal 2, was set to 15 to 25 minutes.
  • the basicity of slag was adjusted to be 2.0.
  • Example 1 As a comparison, the dephosphorization treatment was performed under the condition that the Ig-loss value of the refining agent 7 was different from that of the above embodiment (Comparative Example 1).
  • the Ig-loss value was set to 3.0% by mass or less or 36.0% by mass or more, and the other dephosphorization treatment conditions were the same as in Example 1.
  • Table 1 shows the stirring power and refining agent conditions in Example 1, and the phosphorus concentration and dephosphorization rate in the hot metal 2 before and after the treatment, which is the investigation result (the phosphorus in the hot metal 2 was removed before and after the dephosphorization treatment). Ratio). As shown in Table 1, it was confirmed that the dephosphorization rate was as high as 60% or higher under any condition.
  • Example 2 performed by the present inventors will be described.
  • dephosphorization treatment was performed by changing the stirring power ( ⁇ g + ⁇ P ) of the formula (2), and the influence of the stirring power on the dephosphorization rate was investigated.
  • dephosphorization treatment was performed under the same conditions as in Example 1-11 with the stirring power ( ⁇ g + ⁇ P ) changed from 265 W / t to 1392 W / t.
  • the phosphorus concentration of the hot metal 2 before the dephosphorization treatment was 0.121% by mass to 0.125% by mass.
  • the other conditions are the same as in Example 1-14.
  • Table 2 shows the stirring power and the conditions of the refining agent in Example 2, and the phosphorus concentration and dephosphorization rate in the hot metal 2 before and after the treatment, which is the investigation result.
  • the dephosphorization rate is as high as 76% or higher under any condition, but the dephosphorization rate is reduced by setting the stirring power ( ⁇ g + ⁇ P ) in the range of 300 W / t to 1000 W / t. Further improvement was confirmed.
  • Example 3 performed by the present inventors will be described.
  • the dephosphorization treatment was performed by changing the specific surface area of the refining agent 7, and the influence of the specific surface area of the refining agent 7 on the dephosphorization rate was investigated.
  • each received dephosphorization by changing the specific surface area of the refining agent 7 to 0.41m 2 /g ⁇ 5.13m 2 / g.
  • the phosphorus concentration of the hot metal 2 before the dephosphorization treatment was 0.121% by mass to 0.125% by mass.
  • the other conditions are the same as in Example 2-3.
  • Table 3 shows the stirring power and the conditions of the refining agent in Example 3, and the phosphorus concentration and dephosphorization rate in the hot metal 2 before and after the treatment, which is the result of the investigation.
  • the dephosphorization rate is as high as 80% or higher under any condition, and the dephosphorization rate is further improved by setting the specific surface area in the range of 0.5 m 2 / g to 5 m 2 / g. I was able to confirm.
  • Example 4 with respect to the dephosphorization method according to the above embodiment, dephosphorization treatment was performed by changing the ratio of the refining agent 7 in the lime source and the stirring power, and the ratio of the refining agent 7 and the stirring power became the dephosphorization rate. The effect was investigated.
  • Example 4 under the same conditions as in Example 3-5, the stirring power was changed to 457 W / t or 726 W / t, and the ratio of the refining agent 7 in the lime source was changed from 50% to 100%. Processed.
  • the phosphorus concentration of the hot metal 2 before the dephosphorization treatment was 0.124 mass% to 0.126 mass%.
  • Other conditions are the same as in Example 3-5.
  • Table 4 shows the stirring power and the conditions of the refining agent in Example 4, and the phosphorus concentration and dephosphorization rate in the hot metal 2 before and after the treatment as the investigation results.
  • the dephosphorization rate is as high as 85% or higher under any condition, and with any stirring power condition, the ratio of the refining agent 7 in the lime source blown from the injection lance 3 increases. It was confirmed that the dephosphorization rate was further improved.

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Abstract

溶銑保持容器（１）に収容された溶銑（２）に、石灰源となる精錬剤（７）と酸素源（脱燐剤（１１，１２）や気体酸素源（９））とを添加することで溶銑（２）を脱燐処理する際に、精錬剤（７）として、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値が４．０質量％以上３５．０質量％以下であり、生石灰を６０質量％以上含むものを用いる。

Description

溶銑の脱燐方法及び精錬剤
　本発明は、溶銑の脱燐方法及び精錬剤に関する。
　近年、鋼材に対する要求品質は益々厳格化しており、燐や硫黄に代表される不純物元素の低減が求められている。このような要求に対応するために、製鋼工程では、溶銑の段階において脱燐処理を行うことが一般的となっている。この脱燐処理は、気体酸素（酸素ガス）或いは固体の酸化鉄などの酸素源を脱燐剤として溶銑に供給し、脱燐剤中の酸素で溶銑中の燐を酸化して燐酸化物（Ｐ２Ｏ５）とし、生成された燐酸化物を脱燐精錬用のスラグに吸収することで行われている。
　脱燐精錬用のスラグを形成するための精錬剤としては、一般的に石灰系の精錬剤が使用されている。また、近年、環境保護対策の観点から製鋼工程において発生するスラグを削減することが求められているが、溶銑の脱燐処理は、脱燐反応に有利な低温処理であるため、比較的少ないスラグ量で処理が可能である。こうした溶銑の脱燐処理には、転炉内の溶銑に精錬剤を添加するとともに気体酸素を上吹きして行う方法や、混銑車や溶銑鍋に収容された溶銑に脱燐剤または脱燐剤と精錬剤とを吹き込む方法など、各製鉄所の設備や環境に応じたプロセスが選択され、実施されている。
　このうち転炉を用いる方法は、気体酸素を高流量で溶銑に吹き付けることが可能なことから、燐濃度の低い溶銑を短時間で溶製可能であるという長所を有するが、既設の転炉能力に余裕がなく新設を要する場合には高い設備費が必要となる。また、脱燐以外にも脱炭の進行が避けられず、溶銑の炭素濃度の低下による後工程での熱余裕の減少が問題となる。
　一方、混銑車や溶銑鍋を用いる方法は、既存の溶銑搬送容器を活用したプロセスであるために設備費が安く、転炉能力に余裕がなくとも溶銑脱燐のメリットが享受できる。この方法では、脱燐剤である酸化鉄と精錬剤とを浴中に吹き込むことによって浴中での酸化鉄と精錬剤との接触を確保し、精錬剤の滓化と脱燐反応とを促進させることを狙いとしている。しかし、単に酸化鉄と精錬剤とを吹き込むだけでは、酸化鉄と精錬剤との接触の機会が少ない。また、精錬剤が溶融（滓化）しにくく、反応の時間が短いという問題がある。即ち、混銑車や溶銑鍋を用いる方法の場合、転炉を用いた場合に較べて脱燐反応が効率的に行われないという問題がある。
　そこで、混銑車や溶銑鍋を用いる方法において脱燐反応を効率的に行うために、ホタル石などのＣａＦ２系媒溶剤を精錬剤の滓化促進剤として使用することにより、スラグの融体性を向上させて、脱燐の反応性を向上させる手法が広く行われてきた。例えば、特許文献１には、ホタル石などのＣａＦ２系媒溶剤を精錬剤の滓化促進剤として使用することにより、脱燐精錬用のスラグの融体性を向上させて、脱燐の反応性を向上させる手法が提案されている。しかしながら、近年、ホタル石などのＣａＦ２系媒溶剤を使用しなくても高効率な脱燐処理を行える方法の開発が強く望まれている。
　例えば、特許文献２には、ＣａＦ２系媒溶剤を使用せずに効率的に脱燐処理する方法として、溶銑保持容器内に保持された溶銑に、その浴面上方から酸化鉄を添加するとともに、浴面下に石灰系精錬剤を吹き込んで溶銑を脱燐処理する際に、酸化鉄の浴面における投入領域が、面積率で石灰系精錬剤の浴面での吹き出し領域の４０％以上とラップするように、酸化鉄を添加して脱燐処理する方法が提案されている。
　また、特許文献３には、溶銑保持容器内に保持された溶銑に、その浴面上方から気体酸素を吹き付け、且つ、浴面下に石灰系精錬剤または石灰系精錬剤と固体の脱燐剤（酸化鉄）とを搬送用ガスとともに吹き込んで脱燐処理する場合、気体酸素の吹き付け強度を所定のレベルの範囲内とし、且つ気体酸素の吹き付け位置と搬送用ガスの浴面での吹き出し領域との位置関係を特定することにより、石灰系精錬剤の滓化並びに脱燐反応を促進する方法が提案されている。
特開平８－３６１１号公報 特開２００１－２８８５０７号公報 特許第５１３５８３６号公報
　しかし、特許文献２，３に記載の混銑車や溶銑鍋を用いる脱燐方法では、ＣａＦ２系媒溶剤の使用量を大幅に低減することができるものの、脱燐速度がＣａＦ２系媒溶剤を使用する場合に比べて低下するという問題がある。このため、効率的に脱燐処理をするという観点からは、ＣａＦ２系媒溶剤を用いない脱燐方法において、さらなる脱燐処理効率の向上が求められている。
　そこで、本発明は、上記の課題に着目してなされたものであり、ＣａＦ２系媒溶剤を用いなくとも、脱燐処理効率を高めることができる溶銑の脱燐方法及び精錬剤を提供することを目的としている。
　本発明の一態様によれば、溶銑保持容器に収容された溶銑に、酸素源となる脱燐剤とスラグを形成する精錬剤とを添加することで上記溶銑を脱燐処理する際に、上記精錬剤として、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値が４．０質量％以上３５．０質量％以下であり、生石灰を６０質量％以上含むものを用いることを特徴とする溶銑の脱燐方法が提供される。
　本発明の一態様にれば、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値が４．０質量％以上３５．０質量％以下であり、生石灰を６０質量％以上含み、溶銑の脱燐処理に用いられる精錬剤が提供される。
　本発明の一態様によれば、ＣａＦ２系媒溶剤を用いなくとも、脱燐処理効率を高めることができる溶銑の脱燐方法及び精錬剤が提供される。
本発明の一実施形態に係る溶銑の脱燐方法を示す説明図である。
　以下の詳細な説明では、本発明の実施形態の完全な理解を提供するように多くの特定の細部について記載される。しかしながら、かかる特定の細部がなくても１つ以上の実施態様が実施できることは明らかであろう。他にも、図面を簡潔にするために、周知の構造及び装置が略図で示されている。
　はじめに、本発明に先立ち、本発明者らは、ホタル石などのＣａＦ２系媒溶剤を石灰系の精錬剤の滓化促進剤として使用しなくとも、高効率な脱燐処理を行うことのできる方法を見出すべく、取鍋型の溶銑保持容器を用いて種々の実験、検討を行った。その結果、先に述べたように、ＣａＦ２系媒溶剤はスラグの溶融性を確保する上で重要な働きをしており、本発明者らの実験においても、ＣａＦ２系媒溶剤を併用しない場合には、添加された精錬剤は見かけ上からも滓化しておらず、脱燐反応効率も低下することを確認した。
　ところが、本発明者らは、実験を繰り返すうちに、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値が４．０質量％以上３５．０質量％以下である石灰系の精錬剤を添加することで脱燐効率が顕著に改善され、さらに溶銑に浸漬させたインジェクションランスから搬送ガスとともにこの精錬剤を吹込む際に（１）式～（３）式満たすことで脱燐効率がより改善されることを見出し、本発明を開発するに至った。なお、Ｉｇ－ｌｏｓｓ（強熱減量、ＩｇｎｉｔｉｏｎＬｏｓｓ）は、試料を、１０５０±５０℃で恒量になるまで強熱したときの減量（Ｈ２ＯやＣＯ２などの揮発分に由来）として測定される。実験では、試料約１ｇを０．１ｍｇまで白金るつぼ、又は磁製るつぼに計りとり、１０５０±５０℃に調節した電気炉で１時間加熱し、放冷後の質量を測定した後、(４)式によってＩｇ－ｌｏｓｓ値を算出した。
Figure JPOXMLDOC01-appb-M000002
　（１）式～（３）式において、εｇは搬送ガスの攪拌動力［Ｗ／ｔ］、εＰは石灰源のエネルギー、Ｑは搬送ガスの流量［Ｎｍ３/ｍｉｎ］（なお、Ｎとは、１０１３２５Ｐａ、２７３．１５Ｋのガスの標準状態を意味する。）、Ｗは溶銑量［ｔ］、Ｔｌは溶銑温度［℃］、Ｔｇは搬送ガスの温度［℃］、ｈはインジェクションランスの浸漬深さ［ｍ］、Ｐは雰囲気圧力［Ｐａ］、ｍは石灰源の吹き込み速度［ｇ／ｓ］、ｄ０はインジェクションランスのノズル径［ｃｍ］である。また、（４）式において、Ｉｇ．ｌｏｓｓは強熱減量（Ｉｇ－ｌｏｓｓ値）［質量％］、ｍ０は加熱前の精錬剤の試料の質量［ｇ］、ｍ１は試料の減量［ｇ］である。
　＜溶銑の脱燐方法及び精錬剤＞
　図１を参照して、上記知見に基づいた本発明の一実施形態に係る溶銑の脱燐方法及び精錬剤について説明する。本実施形態では、図１に示すように、溶銑鍋である溶銑保持容器１を反応容器として用いて溶銑２の脱燐処理を行う。
　溶銑２は、高炉から出銑されたものであり、脱燐処理の前に予め脱珪処理が施されてもよい。予め施される脱珪処理としては、例えば、高炉の鋳床や溶銑搬送容器内で、酸素ガスを溶銑２に吹き付ける方法や酸化鉄等の固体酸素を含む酸化剤を溶銑２に添加する方法が用いられてもよい。
　本実施形態に係る脱燐方法では、図１に示す脱燐処理設備を用いて溶銑２の脱燐処理を行う。図１に示すように、処理設備は、インジェクションランス３と、上吹きランス４と、投入シュート５とを備える。
　インジェクションランス３は、鉛直方向（図１の上下方向）に延在して配されるランスであり、平面視で中心軸が溶銑保持容器１の中心と略重なるように配される。また、インジェクションランス３は、鉛直方向の上端側が不図示の昇降装置に接続され、鉛直方向に昇降可能に構成される。さらに、インジェクションランス３は、内部に鉛直方向に延びる内孔を有し、鉛直方向の下端側の外周面に内孔に連通し、インジェクションランス３の径方向に互いに対向する２つの吐出口を有する。さらに、インジェクションランス３は、不図示の精錬剤供給装置から搬送ガス６と石灰源である精錬剤７とが、内孔の上端側から供給される。脱燐処理を行う際、インジェクションランス３は、図１に示すように、溶銑２の浴面下に下端側が浸漬した状態で、精錬剤供給装置から供給される搬送ガス６と精錬剤７とを２つの吐出口から溶銑２に吹き込む。
　搬送ガス６は、不活性ガス（ＡｒガスやＮ２ガス等の不活性ガス）や圧縮空気等であり、溶銑に吹き込まれるまでの精錬剤７の搬送を補助するとともに、溶銑２を攪拌する。
　精錬剤７は、ＣａＯを主体とする石灰系の精錬剤であって、ＣａＯを６０％以上含み、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値が４．０質量％以上３５．０質量％以下である。また、精錬剤７は、粒径が２ｍｍ以下であることが好ましい。精錬剤７の粒径を２ｍｍ以下とすることで、精錬剤７の溶融（滓化）速度が向上する。溶銑２に吹き込まれた精錬剤７は、溶銑２中を浮上しながら溶銑２の熱で溶融（滓化）し、溶銑２の浴面に浮上するスラグ８を形成する。
　さらに、精錬剤７は、細孔径が０．５μｍ以上１０μｍ以下の範囲となる細孔の全細孔容積の和が０．１ｍＬ／ｇ以上であることが好ましい。これにより、ＣａＯの溶融が一層促進されるため、脱燐効率をより向上させることができる。さらに、精錬剤７の比表面積は、０．５ｍ２／ｇ以上５ｍ２／ｇ以下であることが望ましい。精錬剤７の比表面積は、例えば、ＢＥＴ法（多点法）によって測定することができる。この測定法では、例えば、前処理として、ＢＥＬＰＲＥＰ－ｖａｃＩＩ装置を用いて、１２０℃で８時間、真空脱気を行う。次いで、低容法を用いて、窒素による吸着等温線を測定することで、比表面積を算出する。吸着等温線の測定では、一例として、吸着温度を７７Ｋ、吸着質断面積を０．１６２ｎｍ２、飽和蒸気圧を実測値とする。また、吸脱着の際の圧力変化が所定の値以下になる状態である吸着平衡状態に達してからの、平衡待ち時間を５００秒とする。精錬剤７の比表面積をこの範囲とすることで、物理的に溶銑２と精錬剤７との濡れ性が改善され、精錬剤７の表面の細孔への溶銑２の侵入が促進される。これにより、溶銑２と接触する精錬剤７の表面積が増大することから、後述するＣａＯの崩壊がより促進されるため、脱燐効率が向上する。
　さらに、インジェクションランス３は、必要に応じて、石灰源としてＩｇ－ｌｏｓｓ値が４．０質量％以下である生石灰を精錬剤７に混合したものを搬送ガス６と共に溶銑２に吹き込むように構成されてもよい。
　上吹きランス４は、溶銑保持容器１の上方に配されるランスであり、下端に設けられた２つのノズルから気体や粉体を噴射する。本実施形態では、上吹きランス４には、気体酸素源９を供給する経路、及び搬送ガス１０と脱燐剤１１とを供給する経路の２系統の異なる経路が形成される。この２系統の経路の上吹きランス４の上端側は、気体酸素源９の供給装置（不図示）、並びに搬送ガス１０及び脱燐剤１１の供給装置（不図示）にそれぞれ接続される。これらの供給装置から供給される、気体酸素源９及び脱燐剤１１を含む搬送ガス１０は、上吹きランス４の下端に設けられた２つのノズルから、鉛直方向下方の溶銑２の浴面に向かってそれぞれ噴射される。
　気体酸素源９は、脱燐処理における酸素源であり、溶銑２中の燐を酸化する。使用する気体酸素源としては、酸素ガス（工業用純酸素を含む）や空気、酸素富化空気、酸素ガスと不活性ガスとの混合ガスなどを使用することができる。通常の脱燐処理の場合には、他のガスを使用した場合に比べて脱燐反応速度が速いことから、酸素ガスを使用することが好ましい。また、混合ガスを用いる場合には、脱燐反応速度を確保するために、酸素濃度を空気よりも高くすることが好ましい。
　上吹きランス４から噴射される搬送ガス１０は、インジェクションランス３から吹き込まれる搬送ガス６と同様なガスでもよく、酸素ガスであってもよい。
　上吹きランス４から噴射される脱燐剤１１は、酸化鉄源を含む固体酸素源であり、鉄鉱石、ミルスケール、砂鉄、集塵ダスト（高炉や転炉、焼結工程等において排出ガスから回収される鉄分含有ダスト）などが用いられる。脱燐剤１１は、粒径が１ｍｍ以下の微粉状であることが好ましく、発生形態として粒径１ｍｍ以下の砂鉄または微粉状の鉄鉱石であることが、粉砕処理の必要がないことからより好ましい。さらに、砂鉄は、固体酸素源として機能するのみならず、酸化チタンを７質量％～１０質量％程度含有していることからＣａＯを主体とする精錬剤７の滓化促進剤としての機能も備えており、特に好適である。
　投入シュート５は、溶銑保持容器１の鉛直方向上方に配されるシュートであり、不図示のホッパーから切出される脱燐剤１２を溶銑２の浴面へと添加する。投入シュート５から添加される脱燐剤１２は、上吹きランス４から噴射される脱燐剤１１と同様に、酸化鉄源を含む固体酸素源である。また、投入シュート５から添加される脱燐剤１２としては、上吹きランス４から噴射される脱燐剤１１よりも粒径の大きなものが用いられてもよい。なお、上吹きランス４から噴射される気体酸素源９及び固体酸素源である脱燐剤１１、並びに投入シュート５から添加される固体酸素源である脱燐剤１２を、まとめて酸素源ともいう。
　本実施形態に係る溶銑２の脱燐方法では、まず、溶銑２が収容された溶銑保持容器１を、図１に示す、脱燐処理設備の所定の処理位置に配し、インジェクションランス３を溶銑２の浴面下に浸漬させる。
　次いで、インジェクションランス３からの溶銑２への搬送ガス６及び精錬剤７の吹込み、上吹きランス４からの気体酸素源９、搬送ガス１０及び脱燐剤１１の噴射、並びに投入シュート５からの脱燐剤１１の添加が行われる（脱燐処理）。脱燐処理では、溶銑保持容器１を反応容器として、ＣａＯを主体とする石灰源である精錬剤７と、気体酸素源９及び脱燐剤１１，１２である固体酸素源とを溶銑２に添加することで脱燐反応を行う。この際、精錬剤７は、滓化し、溶銑２の浴面上に浮上するスラグ８を形成する。また、酸素源は、溶銑２中の燐を酸化することで燐酸化物を生成する。生成された燐酸化物は、スラグ８に取り込まれることで、溶銑２から燐が除去される。
　ここで、脱燐処理では、溶銑２を効果的に脱燐するため、溶銑２を十分に攪拌する必要がある。このため、インジェクションランス３から搬送ガス６を吹込む際には、十分な攪拌性を得るため、溶銑２の攪拌動力を３００Ｗ／ｔ以上とすることが好ましい。また、溶銑２の攪拌が強すぎると生成したＦｅＯが溶銑２中の炭素を還元する速度が大きくな過ぎる可能性があるため、溶銑２の撹拌動力を１０００Ｗ／t以下とすることが好ましい。さらに、本実施形態のように、インジェクションランス３から搬送ガス６とともに石灰源として精錬剤７を溶銑２に吹き込んで脱燐処理する場合には、上記（１）式～（３）式を満たす条件で搬送ガス６及び石灰源を吹込むことが好ましい。（１）式～（３）式を満たす条件とすることにより、溶銑２がより十分な攪拌性で攪拌されることから、効率的に脱燐処理を行うことが可能となる。その際、インジェクションランス３の浸漬深さｈは、１．５ｍ以上であることが好ましい。浸漬深さｈが１．５ｍ未満となる場合、ガスの吹き抜けが起こり、溶銑２の飛散が激しくなるため操業上好ましくない。
　インジェクションランス３から石灰源として精錬剤７が溶銑２に吹き込まれると、下記（５）式及び（６）式に示す反応が生じることで、Ｈ２ＯガスやＣＯ２ガスが発生し、ＣａＯの崩壊が促進されることで、ＣａＯの滓化が促進される。本実施形態では、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値を４．０質量％以上３５．０質量％以下とすることで、Ｈ２ＯガスやＣＯ２ガスが適度に発生し、滓化が促進されるために、脱燐反応が促進される。なお、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値が４．０質量％未満となる場合には、Ｈ２ＯガスやＣＯ２ガスの発生が少なくなるため、脱燐効率向上の十分な効果が得られない。一方、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値が３５．０質量％超となる場合には、精錬剤７中のＣａＯ純分が少なってしまうため、脱燐効率向上の十分な効果が得られない。また、上述のように、石灰源としてＩｇ－ｌｏｓｓ値が４．０質量％未満の生石灰を精錬剤７に混合して吹き込んでもよい。この場合、石灰源として吹き込まれるもののうち、精錬剤７の比率を２０質量％以上とすることが好ましい。精錬剤７の比率が２０質量％未満の場合、ＣａＯの滓化促進効果が小さくなるため、脱燐効率の向上効果が小さくなる。
　　　ＣａＣＯ３ → ＣａＯ ＋ＣＯ２　・・・（５）
　　　Ｃａ（ＯＨ）２ → ＣａＯ ＋Ｈ２Ｏ　・・・（６）
　また、溶銑２のＳｉ濃度が０．４０質量％以上と高い条件においては、フォーミング（発泡現象）によってスラグ８が溶銑保持容器１から噴出する可能性がある。このため、フォーミングが発生した場合には、酸素源を添加する送酸速度を低下させなければならず、生産性の低下を招いてしまう。しかし、インジェクションランス３から精錬剤７を溶銑２に吹き込むことで、発生するＣＯ２やＨ２Ｏ等のガスによってスラグ８のガス抜きが行われるため、スラグ８のフォーミングを抑制することができる。なお、フォーミング抑制の観点からは、脱燐処理後のスラグ８の塩基度（スラグ中のＳｉＯ２に対するＣａＯの質量比、［％ＣａＯ］／［％ＳｉＯ２］）を、１．８以上３．５以下程度に制御することが望ましい。
　精錬剤７の添加量は、溶銑２の脱燐処理前の溶銑２の成分や、目標とする脱燐処理後の溶銑２の成分、溶銑２の量等に応じて適宜決定される。
　上吹きランス４から噴射される気体酸素源９は、溶銑２の浴面に吹き付けられる。この際、気体酸素源９が吹き付けられる溶銑２の浴面の領域（火点）は、図１に示すように、インジェクションランス３から吹き込まれた精錬剤７が浮上してくる浴面の領域に重畳することが好ましい。通常、火点では、気体酸素源９による脱炭反応が優勢であり、脱炭反応等の発熱によって、脱燐処理では通常２０００℃を超える高温となる。このため、火点の位置を精錬剤７が供給される浴面位置に重畳させることで、精錬剤７の滓化がより一層促進されることになる。しかしながら、通常、脱燐反応は、熱力学的には低温であるほど反応が促進することから、火点からわずかに離れた概ね１８００℃以下の周辺部で反応が起こることとなる。これに対して、精錬剤７についての（５）式及び（６）式に示す反応は吸熱反応であることから、火点の位置を精錬剤７が供給される浴面位置に重畳させることで、上述の滓化促進効果に加えて火点の冷却効果も得られる。このため、脱燐反応をより一層促進させることが可能となる。
　また、脱燐処理では、固体酸素源である脱燐剤１１，１２を、上吹きランス４からの吹込み及び投入シュート５からの投入によって溶銑２に添加する。上述のように、脱燐反応は低温である程有利であることから、原理的には、脱燐反応に寄与する酸素源としては、固体酸素源の方が、気体酸素源９に比して効率が高くなる。ここで、溶銑２に酸素を投入すると脱炭反応及び脱燐反応が起こるが、気体酸素源９を投入した場合には脱炭発熱による温度上昇が優勢となる。これに対し、固体酸素源を投入した場合には、固体酸素源の分解時の吸熱を伴うために、温度上昇が抑制される。つまり、固体酸素源を使用することにより、脱燐反応に有利な温度に維持することができる。但し、脱燐反応の促進のためには、固体酸素源が溶融できる程度の温度条件は必要となる。また、固体酸素源は、溶融後にＦｅＯとなり、脱燐反応に寄与するスラグ８中のＦｅＯ成分を増加させる機能を有しているため、上述の温度上昇の抑制効果と相俟って脱燐反応を促進させる。
　さらに、脱燐処理では、上吹きランス４から搬送ガス１０とともに噴射される脱燐剤１１は、図１に示すように、気体酸素源９が噴射される浴面の火点近傍に吹き付けられることが好ましい。これにより、上吹きランス４から添加される固体酸素源である脱燐剤１１は、火点に近接した、実質的に脱燐反応が促進される領域に供給されることになる。また、脱燐剤１１は、気体酸素源９に比べて酸素濃度の低い搬送ガス１０で供給される。このため、脱燐剤１１が供給される領域の温度が過剰に上昇することがないため、脱燐剤１１の良好な反応性によって脱燐がさらに促進されることになる。例えば、１８００℃における脱燐能力は、熱力学的概算で２０００℃における脱燐能力に比べ概ね倍増する。
　脱燐剤１１及び脱燐剤１２の添加量の総量である固体酸素源の添加量は、スラグ８中のＦｅＯ濃度の上昇が少なくなると脱燐が促進されないため、設備仕様に応じてスラグ８中のＦｅＯ濃度の上昇が十分となる量以上であればよい。また、固体酸素源の添加量の上限は、設備仕様に応じて、固体酸素源による抜熱が課題とならない程度の量とすればよい。例えば、１００ｔｏｎ～３５０ｔｏｎ程度の溶銑保持容器１で脱燐処理する場合には、浴面に供給する気体酸素源９の標準状態での酸素ガス純分１Ｎｍ３に対し、固体酸素源を０．１ｋｇ以上２ｋｇ以下の範囲で添加することが好ましい。固体酸素源の添加量が０．１ｋｇ未満の場合、本処理形態で期待する効果が十分に得られない。一方、固体酸素源の添加量が２ｋｇを越える場合、固体酸素源の供給面における抜熱が大きくなり、スラグ８の滓化が不十分となって脱燐能力が低下してしまう。なお、固体酸素源のより好ましい添加量は、０．３ｋｇ以上２ｋｇ以下である。
　また、上吹きランス４から添加する脱燐剤１１と、投入シュート５から添加する脱燐剤１２との比率は、固体酸素源の添加量や設備仕様等に応じて適宜決定される。なお、前述のように、気体酸素源９の火点近傍に脱燐剤１１が添加されることが好ましいことから、脱燐剤１１の添加量を、脱燐効率が最大となるような添加条件で脱燐処理中に添加可能な最大量とし、その他に必要な固体酸素源の添加量を脱燐剤１２の添加量とすることが好ましい。この場合、上吹きランス４からの脱燐剤１１の添加で十分な場合には、投入シュート５からの脱燐剤１２の添加は行われなくてもよい。
　さらに、上述のように、酸素源として気体酸素源９を用いた場合には、溶銑２の温度は、酸化反応熱によって上昇する。一方、酸素源として固体酸素源を用いた場合には、溶銑２の温度は、固体酸素自体の顕熱、潜熱及び分解熱が酸化反応熱よりも大きいために降下する。このため、固体酸素源と気体酸素源９との使用比率は、上記の範囲を維持しつつ、溶銑２の処理前後の温度に応じて設定される。
　脱燐を効率的に行うためには、スラグ８中のＦｅＯ濃度は、１０質量％以上５０質量％以下の範囲であることが好適となり、１０質量％以上３０質量％以下の範囲であることがより好適となる。このため、脱燐処理が行われる間は、スラグ８中のＦｅＯ濃度ができるだけこの範囲を維持するように、固体酸素源の供給量あるいは供給速度を調整することが好ましい。
　上記の条件で行われる脱燐処理では、溶銑２の温度・成分が目標のものとなるまで、または予め設定された量だけ酸素源が添加されることで、処理が終了となる。なお、上吹きランス４による気体酸素源９及び脱燐剤１１の添加、投入シュート５からの脱燐剤１２の添加は、脱燐処理の全期間にわたって継続して行われる必要はなく、断続的に添加が行われてもよい。また、インジェクションランス３からの精錬剤７の添加についても継続的に行われてよいが、溶銑２の攪拌を目的とする搬送ガス６の吹込みは脱燐処理の全期間にわたって継続して行われることが好ましい。
　＜変形例＞
　以上で、特定の実施形態を参照して本発明を説明したが、これら説明によって発明を限定することを意図するものではない。本発明の説明を参照することにより、当業者には、開示された実施形態の種々の変形例とともに本発明の別の実施形態も明らかである。従って、特許請求の範囲は、本発明の範囲及び要旨に含まれるこれらの変形例または実施形態も網羅すると解すべきである。
　例えば、上記実施形態では、溶銑保持容器１は溶銑鍋としたが、本発明はかかる例に限定されない。溶銑保持容器１は、溶銑２を収容可能で、上記と同様な脱燐処理設備にて処理可能なものであればよく、例えば、溶銑搬送容器であるトピードカー等の容器であってもよい。
　また、上記実施形態では、インジェクションランス３から搬送ガス６と精錬剤７とを吹き込み、上吹きランス４から気体酸素源９と搬送ガス１０と固体酸素源である脱燐剤１１とを吹き込み、投入シュート５から固体酸素源である脱燐剤１２を吹き込む構成としたが、本発明はかかる例に限定されない。本発明に係る脱燐方法では、溶銑保持容器１に収容された溶銑２に対して、固体酸素源及び気体酸素源９の少なくとも一方の酸素源と、上記実施形態と同様な成分の精錬剤７とが添加され、溶銑２の攪拌が行われれば、下記に示すような他の構成であってもよい。
　例えば、酸素源としては、固体酸素源または気体酸素源９のいずれか一方のみが用いられる構成であってもよい。なお、溶銑２の処理前後での温度によって変わるものの、通常の処理であれば、精錬剤７の滓化促進と脱燐促進の観点からは、固体酸素源及び気体酸素源９の両方が用いられることが好ましい。
　また、固体酸素源は、上吹きランス４のみから投入されてもよく、投入シュート５のみから添加されてもよい。なお、スラグ８の酸素ポテンシャルの向上と火点の冷却による脱燐促進効果が得られることから、固体酸素源は、上吹きランス４から搬送ガス１０と共に添加（投射）されることが好ましい。また、投入シュート５のみから固体酸素源を添加する場合には、上吹きランス４から投入する場合と同様な理由から、固体酸素源は、溶銑２の浴面の火点近傍に添加されることが好ましい。
　さらに、固体酸素源は、インジェクションランス３から搬送ガス６と共に吹き込まれてもよい。この場合、インジェクションランス３から吹き込まれる固体酸素源である脱燐剤は、上記実施形態の脱燐剤１１，１２と同様な構成でよい。また、インジェクションランス３からは、固体酸素源のみが搬送ガス６とともに吹き込まれてもよく、固体酸素源と精錬剤７とが搬送ガス６とともに吹き込まれてもよい。なお、固体酸素源のみを搬送ガス６とともに吹き込む場合には、精錬剤７は、投入シュート５から添加してもよく、上吹きランス４から搬送ガス１０とともに添加するようにしてもよい。
　さらに、例えば、気体酸素源９は、インジェクションランス３から吹き込まれてもよい。この場合、気体酸素源９は、インジェクションランス３のみから吹き込まれてもよく、上吹きランス４とインジェクションランス３との両方から吹き込まれてもよい。また、インジェクションランス３からは、気体酸素源９と同時に、精錬剤７及び固体酸素源の少なくとも一方が吹き込まれてもよい。
　さらに、例えば、精錬剤７は、上吹きランス４や投入シュート５から溶銑２に添加されてもよい。このうち、精錬剤７を上吹きランス４から添加する場合、精錬剤７は、脱燐剤１１を添加する場合と同様に、搬送ガス１０とともに溶銑２へと噴射される。また、上吹きランス４や投入シュート５から添加される精錬剤７は、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値が４．０質量％以上３５．０質量％以下であればよく、粒径や比表面積については、上記実施形態と異なるものであってもよい。
　さらに、上記実施形態では、インジェクションランス３から吹き込まれる搬送ガス６によって溶銑２を攪拌するとしたが、本発明はかかる例に限定されない。例えば、溶銑保持容器１の炉底にノズルを埋め込み、このノズルから搬送ガス６と同様な攪拌用のガスを溶銑２に吹き込むことで、溶銑２を攪拌する構成であってもよい。なお、炉底のノズルから攪拌用のガスを吹き込んで攪拌を行う場合、インジェクションランス３を用いずに、上吹きランス４及び投入シュート５の少なくとも一方を用いて、脱燐処理が行われてもよい。この際、上吹きランス４及び投入シュート５の少なくとも一方を用いて、溶銑２への酸素源及び精錬剤７の添加が行われる。
　＜実施形態の効果＞
　（１）本発明に一態様に係る溶銑２の脱燐方法は、溶銑保持容器１に収容された溶銑２に、石灰源となる精錬剤７と酸素源（脱燐剤１１，１２や気体酸素源９）とを添加することで溶銑２を脱燐処理する際に、精錬剤７として、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値が４．０質量％以上３５．０質量％以下であり、生石灰を６０質量％以上含むものを用いる。
　上記（１）の構成によれば、反応性に優れた石灰系の精錬剤７を用いて脱燐処理をする際に、Ｈ２ＯガスやＣＯ２ガスが適度に発生し、滓化が促進されるために、脱燐反応が促進される。このため、高い脱燐効率が得られ、使用する精錬剤７の使用量を低減することができることから、処理に伴って発生するダストの低減や、処理コストの低廉化、スラグの発生量の低減といった優れた効果を奏する。また、Ｈ２ＯガスやＣＯ２ガスの発生によって、スラグ８のフォーミングが抑制され、脱燐処理中のスラグ８の噴出が抑えられるため、生産性を高めることができる。さらに、精錬剤７のＩｇ－ｌｏｓｓ値を調整するだけでよいため、既存の設備においても容易に導入することできる。さらに、ＣａＦ２系の媒溶剤を用いなくとも滓化が促進されるため、脱燐処理効率を高めることができる。
　（２）上記（１）の構成において、精錬剤７を添加する際に、溶銑２の浴面下に浸漬させたインジェクションランス３を介して搬送ガス６とともに精錬剤７を（１）式～（３）式を満たす条件で吹き込む。
　上記（２）の構成によれば、インジェクションランス３から溶銑２に精錬剤７を吹き込む際に、攪拌条件が適正化され、十分な攪拌性で攪拌されることから、脱燐効率をより向上させることができる。
　（３）上記（１）または（２）の構成において、精錬剤７の比表面積を、０．５ｍ２／ｇ以上５ｍ２／ｇ以下とする。
　上記（３）の構成によれば、溶銑２と精錬剤７との濡れ性が改善されるため、脱燐効率をより向上させることができる。
　（４）上記（１）～（３）のいずれかの構成において、石灰源として、精錬剤７のみを用いる。
　上記（４）の構成によれば、反応性が高く、滓化性に優れた精錬剤７のみを石灰源として用いることで、脱燐効率をより向上させることができる。
　（５）本発明の一態様に係る精錬剤は、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値が４．０質量％以上３５．０質量％以下であり、生石灰を６０質量％以上含み、溶銑の脱燐処理に用いられる。
　上記（５）の構成によれば、上記（１）の構成と同様な効果を得ることができる。
　次に、本発明者らが行った実施例１について説明する。実施例１では、上記実施形態に係る脱燐方法について、精錬剤７である石灰源のＩｇ－ｌｏｓｓ値を変化させて脱燐処理を行い、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値が脱燐率に及ぼす影響を調査した。
　実施例１では、まず、高炉から出銑され、高炉鋳床で脱珪処理された溶銑２を、溶銑保持容器１である２５０トン容量の溶銑鍋に移注し、図１に示す脱燐処理設備まで搬送した。次いで、脱燐処理設備では、インジェクションランス３からの精錬剤石灰源の吹込み、上吹きランス４からの気体酸素源９及び脱燐剤１１の噴射、並びに投入シュート５からの脱燐剤１２の添加を行うことで、脱燐処理を行った。なお、脱燐処理前の、溶銑２のシリコン濃度は０．１５質量％、炭素濃度は４．５質量％、燐濃度は０．１２１質量％～０．１２５質量％であった。
　実施例１では、脱燐剤１１，１２の固体酸素源として、平均粒径５００μｍの砂鉄を、上吹きランス４及び投入シュート５から合計で１０ｋｇ／ｔ（溶銑１トン当たりの量）添加した。上吹きランス４から脱燐剤１１を噴射する際には、不活性ガスを搬送ガス１０として用いた。また、上吹きランス４からは、送酸速度１５００Ｎｍ３／ｈｒ～２０００Ｎｍ３／ｈｒで気体酸素源９を溶銑２に噴射した。さらに、上吹きランス４のランス高さ（上吹きランス４の下端から溶銑２の浴面までの距離）を１．０ｍ～１．５ｍとした。石灰源としては、石灰系の精錬剤７を５０質量％、生石灰を５０質量％混合したものを用いた。精錬剤７のＩｇ－ｌｏｓｓ値は４．０質量％以上３５．０質量％以下とし、比表面積は０．４１～０．４２ｍ２／ｇとした。また、精錬剤７を吹き込む際には、不活性ガスを搬送ガス６として用い、（１）式に示す搬送ガスの攪拌動力と石灰源のエネルギーとの和である攪拌動力（εｇ＋εＰ）を、２６５Ｗ／ｔとした。また、溶銑２に対して所定量の酸素源を供給するための処理時間である脱燐処理時間は、１５分～２５分とした。スラグの塩基度は、２．０となるように調整を行った。
　さらに、実施例１では、比較として、精錬剤７のＩｇ－ｌｏｓｓ値が上記実施形態と異なる条件で脱燐処理を行った（比較例１）。比較例１では、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値を３．０質量％以下または３６．０質量％以上とし、それ以外の脱燐処理の条件は実施例１と同様とした。
　表１に、実施例１における攪拌動力及び精錬剤の条件、並びに調査結果となる処理前後での溶銑２中の燐濃度及び脱燐率（脱燐処理の前後で溶銑２中の燐が除去された割合）を示す。表１に示すように、いずれの条件においても脱燐率は６０％以上と高くなることが確認された。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
　次に、本発明者らが行った実施例２について説明する。実施例２では、上記実施形態に係る脱燐方法について、（２）式の攪拌動力（εｇ＋εＰ）を変化させて脱燐処理を行い、攪拌動力が脱燐率に及ぼす影響を調査した。
　実施例２では、実施例１－１１と同様な条件について、攪拌動力（εｇ＋εＰ）を２６５Ｗ／ｔ以上１３９２Ｗ／ｔ以下に変化させてそれぞれ脱燐処理を行った。なお、溶銑２の脱燐処理前の燐濃度は、０．１２１質量％～０．１２５質量％であった。それ以外の条件については、実施例１－１４と同じである。
　表２に、実施例２における攪拌動力及び精錬剤の条件、並びに調査結果となる処理前後での溶銑２中の燐濃度及び脱燐率を示す。
　表２に示すように、いずれの条件においても脱燐率は７６％以上と高いものの、撹拌動力（εｇ＋εＰ）を３００Ｗ／ｔ以上１０００Ｗ／ｔ以下の範囲とすることで脱燐率がさらに向上することが確認できた。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000004
　次に、本発明者らが行った実施例３について説明する。実施例３では、上記実施形態に係る脱燐方法について、精錬剤７の比表面積を変化させて脱燐処理を行い、精錬剤７の比表面積が脱燐率に及ぼす影響を調査した。
　実施例３では、実施例２－３と同様な条件について、精錬剤７の比表面積を０．４１ｍ２／ｇ～５．１３ｍ２／ｇに変化させてそれぞれ脱燐処理を行った。なお、溶銑２の脱燐処理前の燐濃度は、０．１２１質量％～０．１２５質量％であった。それ以外の条件については、実施例２－３と同じである。
　表３に、実施例３における攪拌動力及び精錬剤の条件、並びに調査結果となる処理前後での溶銑２中の燐濃度及び脱燐率を示す。
　表３に示すように、いずれの条件においても脱燐率は８０％以上と高くなり、さらに比表面積を０．５ｍ２／ｇ以上５ｍ２／ｇの範囲とすることで脱燐率がより向上することが確認できた。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000005
　次に、本発明者らが行った実施例４について説明する。実施例４では、上記実施形態に係る脱燐方法について、石灰源中の精錬剤７の比率及び攪拌動力を変化させて脱燐処理を行い、精錬剤７の比率及び攪拌動力が脱燐率に及ぼす影響を調査した。
　実施例４では、実施例３－５と同様な条件について、攪拌動力を４５７Ｗ／ｔまたは７２６Ｗ／ｔとし、石灰源中の精錬剤７の比率を５０％～１００％に変化させてそれぞれ脱燐処理を行った。なお、溶銑２の脱燐処理前の燐濃度は、０．１２４質量％～０．１２６質量％であった。それ以外の条件については、実施例３－５と同じである。
　表４に、実施例４における攪拌動力及び精錬剤の条件、並びに調査結果となる処理前後での溶銑２中の燐濃度及び脱燐率を示す。
　表４に示すように、いずれの条件においても脱燐率は８５％以上と高くなり、いずれの攪拌動力の条件においても、インジェクションランス３から吹き込む石灰源中の精錬剤７の比率の増加に伴って脱燐率がさらに向上することが確認できた。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000006
　１　溶銑保持容器
　２　溶銑
　３　インジェクションランス
　４　上吹きランス
　５　投入シュート
　６　搬送ガス
　７　精錬剤
　８　スラグ
　９　気体酸素源
　１０　搬送ガス
　１１，１２　脱燐剤（固体酸素源）

Claims (5)

  1. 　溶銑保持容器に収容された溶銑に、石灰源となる精錬剤と酸素源とを添加することで前記溶銑を脱燐処理する際に、
    　前記精錬剤として、Ｉｇ－ｌｏｓｓ値が４．０質量％以上３５．０質量％以下であり、生石灰を６０質量％以上含むものを用いることを特徴とする溶銑の脱燐方法。
  2. 　前記精錬剤を添加する際に、前記溶銑の浴面下に浸漬させたインジェクションランスを介して搬送ガスとともに前記精錬剤を（１）式～（３）式を満たす条件で吹き込むことを特徴とする請求項１に記載の溶銑の脱燐方法。
    Figure JPOXMLDOC01-appb-M000001
     　εｇ：搬送ガスの攪拌動力［Ｗ／ｔ］、εＰ：石灰源のエネルギー、Ｑ：搬送ガスの流量［Ｎｍ３/ｍｉｎ］、Ｗ：溶銑量［ｔ］、Ｔｌ：溶銑温度［℃］、Ｔｇ：搬送ガスの温度［℃］、ｈ：インジェクションランスの浸漬深さ［ｍ］、Ｐ：大気圧力［Ｐａ］、ｍ：石灰源の吹き込み速度［ｇ／ｓ］、ｄ０：インジェクションランスのノズル径［ｃｍ］
  3. 　前記精錬剤の比表面積を、０．５ｍ２／ｇ以上５ｍ２／ｇ以下とすることを特徴とする請求項１または２に記載の溶銑の脱燐方法。
  4. 　前記石灰源として、前記精錬剤のみを用いることを特徴とする請求項１～３のいずれか１項に記載の溶銑の脱燐方法。
  5. 　Ｉｇ－ｌｏｓｓ値が４．０質量％以上３５．０質量％以下であり、生石灰を６０質量％以上含み、溶銑の脱燐処理に用いられる精錬剤。
PCT/JP2017/045197 2016-12-27 2017-12-15 溶銑の脱燐方法及び精錬剤 WO2018123666A1 (ja)

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