[go: up one dir, main page]

WO2017119392A1 - 溶鉄の脱りん剤、精錬剤および脱りん方法 - Google Patents

溶鉄の脱りん剤、精錬剤および脱りん方法 Download PDF

Info

Publication number
WO2017119392A1
WO2017119392A1 PCT/JP2016/089082 JP2016089082W WO2017119392A1 WO 2017119392 A1 WO2017119392 A1 WO 2017119392A1 JP 2016089082 W JP2016089082 W JP 2016089082W WO 2017119392 A1 WO2017119392 A1 WO 2017119392A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
mass
dephosphorization
cao
sio
converter
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
Application number
PCT/JP2016/089082
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
昌平 柿本
祐志 野崎
義明 権田
明人 清▲瀬▼
直樹 古河
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Nippon Steel Corp
Original Assignee
Nippon Steel and Sumitomo Metal Corp
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Nippon Steel and Sumitomo Metal Corp filed Critical Nippon Steel and Sumitomo Metal Corp
Priority to KR1020187002603A priority Critical patent/KR102105353B1/ko
Priority to JP2017560372A priority patent/JP6481774B2/ja
Priority to CN201680045089.0A priority patent/CN107849625A/zh
Publication of WO2017119392A1 publication Critical patent/WO2017119392A1/ja
Anticipated expiration legal-status Critical
Ceased legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C1/00Refining of pig-iron; Cast iron
    • C21C1/02Dephosphorising or desulfurising
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C1/00Refining of pig-iron; Cast iron
    • C21C1/02Dephosphorising or desulfurising
    • C21C1/025Agents used for dephosphorising or desulfurising
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/28Manufacture of steel in the converter
    • C21C5/36Processes yielding slags of special composition
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21CPROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C7/00Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
    • C21C7/04Removing impurities by adding a treating agent
    • C21C7/064Dephosphorising; Desulfurising
    • C21C7/0645Agents used for dephosphorising or desulfurising
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a hot metal dephosphorization method using a top-bottom converter, which can efficiently produce low phosphorus steel even in a refining process with a short blowing time,
  • the present invention relates to an agent and a dephosphorization method.
  • hot metal dephosphorization is widely performed by a method in which the hot metal is treated under low temperature conditions in a hot metal stage, which is thermodynamically advantageous.
  • a top-bottom converter is suitable for hot metal dephosphorization. This is because, as an oxidant necessary for dephosphorization, gaseous oxygen with less heat loss than a solid oxidation source can be blown from the top blowing lance to the hot metal at high speed.
  • Patent Documents 1 and 2 are known in which a refining agent containing calcium ferrite is added to the hot metal charged in the top-bottom blow converter.
  • Calcium ferrite is a dephosphorization agent composed of a compound of CaO and Fe 2 O 3 and has a higher dissolution rate in dephosphorization slag as compared with quick lime generally used as a dephosphorization agent in hot metal dephosphorization process. Dephosphorization reaction can be promoted.
  • Patent Document 3 discloses a dephosphorizing agent to which Na 2 O is added in order to improve the meltability of calcium ferrite.
  • Patent Document 4 discloses a hatching accelerator in which any one of alumina powder, iron oxide powder, soda ash, and soda glass powder is contained in a refining flux containing 50% by weight or more of quicklime powder.
  • JP 2013-163844 A JP2013-064167A JP 2012-12680 A JP 2001-348610 A
  • the normal calcium ferrite used in the dephosphorization treatment disclosed in Patent Documents 1 and 2 has a liquidus temperature of about 1400 ° C., which is higher than 1200 to 1350 ° C., which is the temperature of the hot metal in the converter. high. This is because solid calcium ferrite dissolves in the dephosphorization slag of the liquid generated by the oxidation reaction of oxygen and Si or Fe in the hot metal supplied from the top blowing lance. It is conceivable that the ferrite is not sufficiently melted, dephosphorization becomes insufficient, and the blowing is completed in a state where [P] (mass% of P dissolved in the steel) does not reach the target value.
  • the blowing time is about 10 minutes, and after 35% of the total blowing time has elapsed, calcium ferrite starts to be added, and the addition is completed until 80% of the total blowing time has elapsed.
  • the technology to do is described. However, for example, when blowing in a short time of 4 minutes or less, there is a concern that the method of Patent Document 2 may cause insufficient melting of calcium ferrite and deteriorate the dephosphorization efficiency.
  • Patent Document 3 describes calcium ferrite containing Na 2 O, but does not describe a dephosphorization method using the same, and a dephosphorization method suitable for a short blowing time is unknown. is there. Further, according to experiments using the top-bottom blow converter of the present inventors, when the dephosphorization agent described in Patent Document 3 is used for a short time of about 4 minutes, calcium ferrite is not sufficient. It did not melt, the phosphorus removal efficiency was insufficient, and it was difficult to produce low phosphorus steel with [P] ⁇ 0.02%.
  • the refining flux mainly composed of quick lime powder is not sufficiently dissolved in a short time of about 4 minutes, and the dephosphorization efficiency is insufficient. This is because quick lime, alumina, iron oxide, and the like contained in the refining flux each have a high melting point and a low melting rate of the entire refining flux.
  • the present inventors have intensively studied, and by adding Al 2 O 3 to calcium ferrite and further optimizing these concentrations, the refining agent can be sufficiently dissolved even in a short time of blowing. And found that low phosphorus steel can be efficiently produced. Further, in addition to Al 2 O 3 , further studies were made to contain SiO 2 and Na 2 O.
  • the following invention was devised.
  • the molten iron dephosphorizing agent according to (1) which contains 1 to 10% by mass of SiO 2 and has a ratio of (SiO 2 % by mass) / (CaO mass%) of 0.04 to 0.3.
  • Further (Na 2 O wt%) / (Al 2 O 3 wt%) ratio contains Na 2 O of from 0.1 to 2.0 as described in any one of (1) or (2) Molten iron dephosphorizer.
  • a refining agent comprising the dephosphorizing agent according to any one of (1) to (3).
  • (5) (4) The refining agent described in (4) is added to the converter to perform dephosphorization of the hot metal, and the charging (CaO) / (SiO 2 ) ratio is 1.3 to 2.0. Dephosphorization method for molten iron.
  • (6) The hot metal dephosphorization method according to (5), wherein the CaO mass contained in the calcium ferrite is 20% or more of the CaO mass contained in the scouring agent.
  • the hot metal dephosphorization method according to (5) wherein the refining agent is charged into the converter before the hot metal is charged.
  • the calcium ferrite in the present invention a compound mainly containing CaO and Fe 2 O 3, 6 in the ratio weight ratio of CaO and Fe 2 O 3: 4 ⁇ 3 : a 7, CaO
  • the sum of mass% and Fe 2 O 3 mass% refers to 70 mass% or more.
  • Calcium ferrite is produced, for example, using quick lime and iron ore as raw materials, and a mixture of these is completely melted in a melting furnace, and after cooling, it is ground into a lump of about 1 to 50 mm.
  • low phosphorus steel refers to steel whose [P] at the slab stage is 0.02% or less, and efficient means that dissolved calcium ferrite sufficiently contributes to dephosphorization.
  • short-time blowing refers to blowing with a blowing time of about 2 to 6 minutes.
  • the present inventors added various compounds to CaO and Fe 2 O 3 in order to improve the meltability of calcium ferrite in the dephosphorization process of the top-bottom blown converter, and various calcium ferrites that were completely melted in a melting furnace. It was created. Also, CaO and Fe 2 O 3 and / or Al 2 O 3 were mixed and formed into a pellet at normal temperature (hereinafter referred to as pellet). Next, using a high-temperature microscope equipped with an infrared gold image furnace, the calcium ferrite and pellets were heated at a rate of temperature increase of 200 ° C./min, and the melting start temperature and the melting end temperature were measured.
  • CFA calcium ferrite composed of CaO, Fe 2 O 3 and Al 2 O 3
  • CF calcium ferrite composed of ordinary CaO and Fe 2 O 3
  • the liquidus temperature of CFA is estimated to be 1350 ° C or less from the melting end temperature and is lower than the liquidus temperature of CF (about 1400 ° C).
  • the use of CFA and the use of CF were considered to increase the dissolution rate and promote dephosphorization.
  • Al 2 O 3 increases the viscosity of the converter slag, if the Al 2 O 3 concentration in the converter slag becomes too high, rapid slag forming occurs in the converter, and slag is generated from the converter furnace port.
  • the frequency of splattering increases, and blowing must be interrupted.
  • the present inventors thus situation investigated proper concentration of Al 2 O 3 to prevent such, by the Al 2 O 3 calcium ferrite and 20% by mass or less to suppress the frequency of slopping, I found that I could operate without interrupting blowing.
  • the Al 2 O 3 concentration is too low, the dissolution rate of calcium ferrite is small, and it is difficult to produce low phosphorus steel by short-time blowing, so the Al 2 O 3 concentration is 2% by mass or more. It was. Furthermore, the present inventors have confirmed that a higher effect can be exhibited by setting the Al 2 O 3 concentration to 4 to 12% by mass.
  • the dissolution rate of calcium ferrite increases by increasing the Al 2 O 3 concentration in calcium ferrite, the CaO concentration in calcium ferrite necessary for dephosphorization becomes relatively low.
  • the present inventors have intensively studied and found that low phosphorus steel can be produced by setting the (Al 2 O 3 mass%) / (CaO mass%) ratio to 0.04 to 0.5. confirmed. When the (Al 2 O 3 mass%) / (CaO mass%) ratio is less than 0.04, the dissolution rate of calcium ferrite is low and dephosphorization is insufficient.
  • the present inventors conducted a test using a high-temperature microscope equipped with the above-described infrared gold image furnace, and obtained calcium ferrite containing CaO, Fe 2 O 3 , Al 2 O 3 and Na 2 O (hereinafter referred to as CFAN). Revealed that the melting start temperature and the melting end temperature are lower than those of CFA. This is presumably because Na 2 O has the effect of lowering the liquidus temperature and solidus temperature of CFA, and the liquidus temperature of CFAN was estimated to be 1330 ° C. or less from the melting end temperature.
  • the present inventors conducted an experiment using a high-temperature microscope equipped with the above-described infrared gold image furnace, and obtained calcium ferrite composed of CaO, Fe 2 O 3 , Al 2 O 3 and SiO 2 (hereinafter referred to as CFAS).
  • the melting start temperature and the melting end temperature are lower than those of CF. This was considered because SiO 2 had the effect of lowering the liquidus temperature and solidus temperature of CF.
  • SiO 2 reduces the basicity of converter slag, if the SiO 2 concentration of converter slag becomes too high, the progress of the dephosphorization reaction is suppressed, and the target [P] level at the end of blowing Can not be satisfied.
  • the present inventors investigated an appropriate SiO 2 concentration for preventing such a situation, and confirmed that the target [P] level was satisfied by making SiO 2 in calcium ferrite 10 mass% or less. .
  • the SiO 2 concentration is too low, the effect to lower the melting temperature could not be confirmed, and the SiO 2 concentration of 1% by mass or more. Furthermore, the present inventors have confirmed that a higher effect can be exhibited by setting the SiO 2 concentration to 2 to 5% by mass.
  • the present inventors diligently studied about the proper composition of SiO 2 and CaO in CFAS, and by setting the ratio of (SiO 2 mass%) / (CaO mass%) to 0.04 to 0.3, low It was confirmed that phosphorus steel could be melted. When the (SiO 2 mass%) / (CaO mass%) ratio is less than 0.04, the dissolution rate of calcium ferrite is low and dephosphorization is insufficient. If the (SiO 2 mass%) / (CaO mass%) ratio is greater than 0.3, the CaO concentration is too low and the dephosphorization is worsened. In addition, the present inventors have confirmed that by controlling the (SiO 2 mass%) / (CaO mass%) ratio to 0.1 to 0.3, a higher effect is exhibited and further dephosphorization is promoted. did.
  • the present inventors conducted an experiment using a high-temperature microscope equipped with the above-described infrared gold image furnace, and obtained calcium ferrite containing CaO, Fe 2 O 3 , Al 2 O 3 , SiO 2 and Na 2 O (hereinafter referred to as CFASN). ) Revealed that the melting start temperature and the melting end temperature were even lower than CFAS. This was thought to be because Na 2 O had the effect of lowering the liquidus temperature and solidus temperature of CFAS.
  • Examples of the Al 2 O 3 source for producing CFA include aluminum ash, alumina-based refractories, and steelmaking slag containing Al 2 O 3.
  • Examples of the SiO 2 source for producing CFAS include peridotite, pumice, SiO 2 There are steelmaking slag including 2 .
  • Examples of Na 2 O sources for CFAN and CFASN include Na 2 CO 3 , soda lime glass, and sodium metasilicate.
  • the refining agent in the dephosphorization treatment in the top-bottom blowing converter, by using calcium ferrite containing Al 2 O 3 at an appropriate concentration, the refining agent is sufficiently dissolved even in a short time of blowing. It is possible to melt low phosphorus steel efficiently. Furthermore, dephosphorization can be further promoted by adding an appropriate amount of Na 2 O and / or SiO 2 in addition to Al 2 O 3 .
  • the scrap 2 is charged into the converter 1.
  • a refining agent 3 containing at least one of CFA, CFAN, CFAS, and CFASN, which are dephosphorizing agents according to the present invention is charged into the furnace.
  • CFA, CFAN, CFAS, and CCASN may have a particle size of about 1 to 50 mm, preferably about 5 to 35 mm.
  • the charging basicity of the converter slag when using CFA, CFAN, CFAS, CFASN is preferably 1.3 to 2.0.
  • the charge basicity refers to “the total amount of CaO contained in the auxiliary raw material supplied into the converter” as a molecule, and “the total amount of SiO 2 contained in the auxiliary raw material supplied into the converter” and “ Si contained in the molten iron and scrap is a number of the ratio is calculated the sum of the SiO 2 mass "in the case of the oxidized to the total SiO 2 as a denominator.
  • the amount of CaO supplied from calcium ferrite is 20% or more of the total CaO mass contained in the refining agent 3 supplied into the converter. Is preferred.
  • the hot metal 4 is charged into the furnace (FIG. 1 (b)), and then blown by blowing oxygen from the lance 5 into the hot metal 4 (FIG. 1 (c)). ).
  • Blowing causes phosphorus in hot metal 3 to react with oxygen and CaO in slag and shift to the slag side.
  • quick lime as a CaO source has a high melting point, and the dissolution rate at the hot metal temperature during refining is small.
  • the dephosphorization agents CFA, CFAN, CFAS, and CFASN according to the present invention melt at the hot metal temperature, so the dissolution rate. Therefore, dephosphorization of hot metal can be promoted by increasing the CaO concentration in the slag early.
  • the charging of the refining agent 3 containing any one of CFA, CFAN, CFAS, and CCASN is effective even after the hot metal 4 is charged in the converter, but the refining agent is charged before the hot metal 4 is charged.
  • 3 is preferably charged. This is to promote dissolution of CFA, CFAN, CFAS, and CFASN by utilizing the stirring force when the molten iron 4 is charged.
  • only CFA, CFAN, CFAS, and CCASN among the refining agents may be charged before the molten iron 4 is charged, and other materials of the refining agent may be charged at the time of blowing.
  • Calcium ferrite composed of CaO and Fe 2 O 3 is a compound that has improved the melting property of CaO as described above, and it is well known that it melts easily against quicklime and exhibits a dephosphorization effect.
  • Al 2 O 3 which is such a dephosphorizing agent or calcium ferrite containing SiO 2 or Na 2 O, the melting point is further lowered, and the dephosphorizing effect can be enhanced.
  • the decarburization is performed in another furnace after dephosphorization, and the converter is tilted after dephosphorization, which is called MURC (Multi-Refining Converter) method.
  • MURC Multi-Refining Converter
  • the blowing time during dephosphorization is usually as short as 4 minutes, and even in such a case, the dephosphorizing agent according to the present invention is used. According to the dephosphorization method, the dephosphorization process can be performed efficiently.
  • dephosphorization treatment in a converter was performed.
  • the conditions for the dephosphorization treatment are as follows: [P] before dephosphorization is 0.1%, blowing time is 3 to 4 minutes, charging basicity is 1.8, and the amount of calcium ferrite used is 10 kg / t.
  • the product [P] in the table is [P] at the slab stage.
  • the charging timing is the timing at which calcium ferrite is charged into the converter, and is “before hot metal charging” or “after hot metal charging”.
  • 1-No. 9 achieved the product [P] ⁇ 0.02%.
  • No. 9 was a product [P] ⁇ 0.015%, and it was found that it showed a better dephosphorization ability.
  • No. which is a comparative example In all of 10 to 16, the product [P]> 0.02%, and dephosphorization was insufficient.
  • no. No. 10 has an Al 2 O 3 content of less than 2% by mass, and dissolution of calcium ferrite was insufficient. No. No. No.
  • No. which is a dephosphorizing agent according to the present invention. 6 and no. 7 has a ratio of Al 2 O 3 of 2 to 20% by mass, (Al 2 O 3 % by mass) / (CaO mass%) of 0.04 to 0.5, SiO 2 of 1 to 10% by mass, (SiO 2 (Mass%) / (CaO mass%) ratio is 0.04 to 0.3, the melting of calcium ferrite is promoted by Al 2 O 3 and SiO 2, and the rate of supplying CaO to the dephosphorized slag is high. It seems that dephosphorization was promoted. On the other hand, no. In No.
  • No. No. 16 has an Al 2 O 3 concentration of less than 2% by mass and SiO 2 of 10% by mass or more, and it is considered that dephosphorization was insufficient because the basicity of slag was lowered by SiO 2 .
  • the present invention can be applied to a dephosphorization processing method in which steel-containing scrap and molten iron are charged into a smelting furnace and blown in a steelmaking process to melt the molten steel.

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
  • Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)

Abstract

2~20質量%のAlを含有し、残部がカルシウムフェライトと不純物であり、(Al質量%)/(CaO質量%)比が0.04~0.5である、溶鉄の脱りん剤。この脱りん剤を含む精錬剤を転炉内に添加し、溶銑の脱りん処理を行う。

Description

溶鉄の脱りん剤、精錬剤および脱りん方法
 本発明は、上底吹き転炉を用いて行う溶銑の脱りん処理方法に関して、吹錬時間が短い精錬工程でも効率的に低りん鋼を溶製できることを特徴とする溶鉄の脱りん剤、精錬剤および脱りん方法に関するものである。
 近年、鋼材に対する要求が高度化し、低りん鋼に対する需要が増加している。現在、溶銑の脱りん処理は、熱力学的に有利な溶銑段階の低温条件において処理する方法によって、広く一般に行われている。溶銑脱りんの装置としては上底吹き転炉が適している。それは、脱りんに必要な酸化剤として、固体酸化源に比べて熱ロスの少ない気体酸素を、上吹きランスから高速で溶銑に吹きつけることが可能なためである。
 溶銑脱りんは、溶銑段階の低温条件において行われるため、脱りん剤として使用されるCaOの滓化を促進させることが重要である。CaOの滓化には蛍石(CaF)の使用が効果的であるが、蛍石を使用した場合にはCaOの滓化により発生したスラグがフッ素を含有するため、スラグの再利用先が大幅に制限されるなどの弊害が大きい。そのため、蛍石を用いないCaO滓化促進法が開発されてきた。
 その方法として、例えば上底吹き転炉に装入された溶銑にカルシウムフェライトを含む精錬剤を添加する特許文献1、2の方法が知られている。カルシウムフェライトは、CaOとFeの化合物からなる脱りん剤であり、溶銑脱りんプロセスの脱りん剤として一般的に用いられる生石灰と比較して、脱りんスラグへの溶解速度が高く、脱りん反応を促進することができる。また、特許文献3には、カルシウムフェライトの溶融性を改善するためにNaOを加えた脱りん剤について開示されている。また、特許文献4には、生石灰粉を50重量%以上含む精錬用フラックスにアルミナ粉、酸化鉄粉、ソーダ灰、ソーダガラス粉末のいずれかを含有させた滓化促進剤が開示されている。
特開2013-163844号公報 特開2013-064167号公報 特開2012-12680号公報 特開2001-348610号公報
 しかしながら、特許文献1、2等に開示された脱りん処理に用いられる通常のカルシウムフェライトは、液相線温度が約1400℃であり、転炉内の溶銑の温度である1200~1350℃よりも高い。これは上吹きランスから供給される酸素と溶銑中のSiやFeの酸化反応によって生成する液体の脱りんスラグに、固体のカルシウムフェライトが溶解することになり、吹錬時間が短い場合は、カルシウムフェライトが十分に溶融せず、脱りんが不十分となり、[P](鋼中に溶存するPの質量%)が目標値に到達しない状態で吹錬が終了してしまうことが考えられる。
 また、特許文献2には、吹錬時間を10分間程度とし、全吹錬時間の35%が経過した後にカルシウムフェライトを添加し始め、全吹錬時間の80%が経過するまでに添加を完了する技術が記載されている。ところが、例えば4分以内の短時間で吹錬を行う場合、特許文献2の方法では、カルシウムフェライトの溶融が不十分で、脱りん効率が悪化することが懸念される。
 特許文献3には、NaOを含有したカルシウムフェライトについて記載されているが、それを用いた脱りん方法について記載されておらず、吹錬時間が短い場合に適した脱りん方法は不明である。また、本発明者らの上底吹き転炉を用いた実験によると、特許文献3に記載の脱りん剤を用いて4分程度の短時間で吹錬を行った場合、カルシウムフェライトは十分に溶解せず、脱りん効率も不十分であり、[P]<0.02%の低りん鋼の溶製が困難であった。
 また、特許文献4のように、生石灰粉を主成分とする精錬用フラックスも4分程度の短時間では十分に溶解せず、脱りん効率も不十分である。これは、精錬用フラックスに含まれる生石灰、アルミナ、酸化鉄等は、各々の融点が高く、精錬フラックス全体の溶融速度が小さいためである。
 近年、転炉の生産効率を向上するため、溶銑脱りんプロセスの短時間化が図られており、例えば、4分程度の脱りん吹錬時間で[P]<0.02%の低りん鋼を溶製することを要求される。このような背景の中、短時間の吹錬を行った場合においても、低りん鋼の溶製が可能な脱りん剤および脱りん方法の開発が望まれた。
 上記課題を解決するため、本発明者らは鋭意検討し、カルシウムフェライトにAlを含有させ、さらにこれらの濃度を適正化することで、短時間の吹錬でも十分に精錬剤が溶解し、効率的に低りん鋼を溶製できることを見出した。また、Alに加え、さらに、SiO、NaOを含有させることについても検討を行った。
 その結果、次の発明を考案した。
(1)
 2~20質量%のAlを含有し、残部がカルシウムフェライトと不純物であり、
 (Al質量%)/(CaO質量%)比が0.04~0.5である、溶鉄の脱りん剤。
(2)
 さらに、1~10質量%のSiOを含有し、(SiO質量%)/(CaO質量%)比が0.04~0.3である、(1)に記載の溶鉄の脱りん剤
(3)
 さらに(NaO質量%)/(Al質量%)比が0.1~2.0となるNaOを含有する、(1)または(2)のいずれか1項に記載の溶鉄の脱りん剤。
(4)
 (1)~(3)のいずれか1項に記載の脱りん剤を含有する、精錬剤。
(5)
 (4)に記載の精錬剤を転炉内に添加し、溶銑の脱りん処理を行う方法であって、装入(CaO)/(SiO)比が1.3~2.0である、溶鉄の脱りん方法。
(6)
 前記カルシウムフェライトに含まれるCaO質量が、前記精練剤に含まれるCaO質量の20%以上である、(5)に記載の溶銑の脱りん方法。
(7)
 前記精錬剤を溶銑の装入よりも前に前記転炉内に投入する、(5)に記載の溶銑の脱りん方法。
 なお、本発明においてカルシウムフェライトとは、CaOとFeを主成分とする化合物であって、CaOとFeとの割合は質量比で6:4~3:7であり、CaO質量%とFe質量%の合計は70質量%以上のものを指す。また、カルシウムフェライトは、例えば、生石灰、鉄鉱石を原料とし、これらの混合物を、溶解炉により完全溶融し、冷却後に、1~50mm程度の塊状に粉滓して製造される。また、低りん鋼とは鋳片段階での[P]が0.02%以下の鋼を、効率的とは溶解したカルシウムフェライトが、十分に脱りんに寄与することを指す。また、特に断らない限り、短時間の吹錬とは、吹錬時間が約2~6分程度の吹錬のことを指す。
 以下に上記発明に至った経緯と考え方について記す。
 本発明者らは上底吹き転炉の脱りんプロセスにおけるカルシウムフェライトの溶融性改善のため、CaOおよびFeに種々の化合物を添加し、これを溶解炉で完全溶融した種々のカルシウムフェライトを作成した。また、CaOとFe及びもしくは、Alを混合し、常温でペレット状に成形したもの(以後、ペレットと称す)を作成した。次に赤外線ゴールドイメージ炉を搭載した高温顕微鏡を用いて、これらカルシウムフェライトおよびペレットを200℃/minの昇温速度で加熱し、溶融開始温度と溶融終了温度を測定した。
 その結果、通常のCaOおよびFeからなるカルシウムフェライト(以後、CFと記すことがある)に対して、CaO、FeおよびAlからなるカルシウムフェライト(以後、CFAと記すことがある)は、溶融開始温度と溶融終了温度が著しく低いことを見出した。これは、Alがカルシウムフェライトの固相線温度および液相線温度を下げる効果によるものと考えられた。また、上記CFAと同様の組成からなるペレットを用いた実験において、同様の組成であっても、ペレットの溶融開始温度、溶融終了温度はCFAより高いことを確認した。
 上記実験ではCFAの液相線温度は溶融終了温度から1350℃以下と推定され、CFの液相線温度(約1400℃)に対して低いことから、上底吹き転炉における脱りん吹錬にCFAを使用すること、CFを使用した場合に対して溶解速度は増大し、脱りんが促進すると考えられた。また、CFAを製造する過程で、事前に原料を溶解しておくことも溶解速度を増大する上で重要であると考えられた。一方で、Alは転炉スラグの粘度を増大させるため、転炉スラグのAl濃度が高くなりすぎると、転炉内で急激なスラグフォーミングが起こり、転炉炉口からスラグが飛散する(以後、スロッピングと記す)頻度が高くなり、吹錬を中断せざるをえない。本発明者らは、このような状況を防止する適正なAl濃度を調査し、カルシウムフェライト中のAlを20質量%以下とすることで、スロッピングの頻度を抑制し、吹錬を中断することなく操業できることを見出した。
 また、Al濃度が低すぎると、カルシウムフェライトの溶解速度が小さく、短時間の吹錬で低りん鋼を溶製することが困難であったため、Al濃度を2質量%以上とした。さらに本発明者らは、Al濃度を4~12質量%とすることでより高い効果を発現できることを確認した。
 また、カルシウムフェライト中のAl濃度が高くなることで、カルシウムフェライトの溶解速度が増大するが、脱りんに必要なカルシウムフェライト中のCaO濃度が、相対的に低くなるため、脱りんに対して、カルシウムフェライトのAl濃度とCaO濃度には適正な組成が存在すると考えられる。この適正組成について、本発明者らは鋭意検討し、(Al質量%)/(CaO質量%)比を0.04~0.5とすることで、低りん鋼を溶製できることを確認した。(Al質量%)/(CaO質量%)比が0.04未満の場合、カルシウムフェライトの溶解速度が小さく、脱りんが不十分である。また(Al質量%)/(CaO質量%)比が0.5より大きい場合、CaO濃度が低すぎて脱りんが悪化する。なお、本発明者らは(Al質量%)/(CaO質量%)比を0.1~0.3に制御することで、より高い効果を発現し、さらに脱りんが促進することを確認した。
 さらに本発明者らは、前述の赤外線ゴールドイメージ炉を搭載した高温顕微鏡を用いた実験により、CaO、Fe、AlおよびNaOを含むカルシウムフェライト(以後、CFANと記すことがある)は、CFAに対して溶融開始温度および溶融終了温度が、更に低いことを明らかにした。これは、NaOがCFAの液相線温度および固相線温度を下げる効果を持つためと考えられ、CFANの液相線温度は溶融終了温度から1330℃以下と推定された。
 また、上底吹き転炉の脱りんプロセスにおいて、CFAより、CFANの方が高い脱りん効率を示し、より[P]が低い鋼を溶製できることを確認した。これは、NaOがスラグのフォスフェイトキャパシティーを増大する効果をもつこと、NaOが転炉スラグの粘度を下げ、スラグ側のりんの物質移動を促進する効果を有することが原因と推定される。
 CFAにおいて、Al濃度を、Alが2~20質量%、(Al質量%)/(CaO質量%)比を0.04~0.5とすることで、カルシウムフェライトの溶解速度が増大し、この効果により脱りんを促進することを述べた。一方で、Alの添加はスラグの粘度を増大させて、スラグ側のりんの物質移動を遅滞する効果を有している。NaOは、このAl添加によって増大した転炉スラグの粘度を低減する効果を持つことから、カルシウムフェライトのAl濃度とNaO濃度は脱りんを促進するうえで適正な質量比が存在すると考えられる。
 この質量比について、本発明者らは鋭意検討し、(NaO質量%)/(Al質量%)比を0.1より大きくすることで、CFAに対して、より[P]が低い鋼を溶製できることを確認した。また、(NaO質量%)/(Al質量%)比が2.0より大きい場合、脱りんが悪化した。これは、転炉スラグ中のNaOに対するAlの質量比が下がることで、NaOの活量が大きくなり、NaOのガス化が進行したことで、脱りんに必要なNaOを脱りんスラグに供給できなかったためと推定された。
 なお、(NaO質量%)/(Al質量%)比を0.2~1.8とすることで、脱りんを促進しつつ、スラグへのNaOの歩留りを高く維持できることを確認した。また、CFAに対して、CFANは、転炉内でのスラグフォーミングが抑制され、転炉炉口やランスへの地金付着の抑制など操業安定化に寄与することがわかった。これは、NaOによる転炉スラグの粘度低減により、転炉スラグのフォーミングやスロッピングが抑制されたためと考えられた。
 また、本発明者らは、前述の赤外線ゴールドイメージ炉を搭載した高温顕微鏡を用いた実験により、CaO、Fe、AlおよびSiOからなるカルシウムフェライト(以後、CFASと称すこともある)においても、CFに対して溶融開始温度および溶融終了温度が低いことを明らかにした。これは、SiOがCFの液相線温度および固相線温度を下げる効果を持つためと考えられた。一方で、SiOは転炉スラグの塩基度を低下するため、転炉スラグのSiO濃度が高くなりすぎると、脱りん反応の進行が抑制され、吹錬終了時に目標とする[P]レベルを満足することが出来ない。本発明者らは、このような状況を防止する適正なSiO濃度を調査し、カルシウムフェライト中のSiOを10質量%以下とすることで、目標[P]レベルを満足することを確認した。
 また、SiO濃度が低すぎると、溶融温度を低下する効果が確認出来なかったため、SiO濃度を1質量%以上とした。さらに本発明者らは、SiO濃度を2~5質量%とすることでより高い効果を発現できることを確認した。
 また、本発明者らはCFAS中のSiOとCaOの適正組成について、鋭意検討し、(SiO質量%)/(CaO質量%)比を0.04~0.3とすることで、低りん鋼を溶製できることを確認した。(SiO質量%)/(CaO質量%)比が0.04未満の場合、カルシウムフェライトの溶解速度が小さく、脱りんが不十分である。また(SiO質量%)/(CaO質量%)比が0.3より大きい場合、CaO濃度が低すぎて脱りんが悪化する。なお、本発明者らは(SiO質量%)/(CaO質量%)比を0.1~0.3に制御することで、より高い効果を発現し、さらに脱りんが促進することを確認した。
 さらに本発明者らは、前述の赤外線ゴールドイメージ炉を搭載した高温顕微鏡を用いた実験により、CaO、Fe、Al、SiOおよびNaOを含むカルシウムフェライト(以後、CFASNと記すことがある)は、CFASに対して溶融開始温度および溶融終了温度が、更に低いことを明らかにした。これは、NaOがCFASの液相線温度および固相線温度を下げる効果を持つためと考えられた。
 また、上底吹き転炉の脱りんプロセスにおいて、CFASより、CFASNの方が高い脱りん効率を示し、より[P]が低い鋼を溶製できることを確認した。これは、NaOがスラグのフォスフェイトキャパシティーを増大する効果をもつこと、NaOが転炉スラグの粘度を下げ、スラグ側のりんの物質移動を促進する効果を有することが原因と推定される。
 また、本発明者らはCFASN中のSiOとNaOの適正組成について、鋭意検討し、(NaO質量%)/(SiO質量%)比を0.1より大きくすることで、CFASに対して、より[P]が低い鋼を溶製できることを確認した。また、(NaO質量%)/(SiO質量%)比が3.0より大きい場合、脱りんが悪化した。これは、転炉スラグ中のNaOに対するSiOの質量比が下がることで、NaOの活量が大きくなり、NaOのガス化が進行したことで、脱りんに必要なNaOを脱りんスラグに供給できなかったためと推定された。また、CFASN中のSiO、AlおよびNaOの適正組成について検討し、(NaO質量%)/(SiO質量%+Al質量%)比を、0.1~2.5が好ましいことを見出した。
 CFAを製造する際のAl源としては、アルミ灰、アルミナ系耐火物およびAlを含む製鋼スラグ等、CFASを製造する際のSiO源としては、橄欖岩、軽石、SiO2を含む製鋼スラグ等がある。また、CFANおよびCFASNのNaO源としては、NaCO,ソーダ石灰ガラス、メタケイ酸ソーダ等がある。
 本発明によれば、上底吹き転炉における脱りん処理において、Alを適正濃度で含有したカルシウムフェライトを用いることで、短時間の吹錬であっても十分に精錬剤が溶解し、効率的に低りん鋼を溶製することができる。さらに、Alに加えてNaOおよびもしくはSiOを適正量加えることにより、脱りんをさらに促進することができる。
本発明に係る上底吹き転炉を用いた脱りんプロセスの概略を示す説明図である。
 つぎに、本発明に係る脱りん剤を用いて脱りん処理を行う際の形態を説明する。
 製鋼の精錬工程で用いられる精錬炉としては、通常、転炉が用いられ、転炉法による製鋼工程においては、主原料として溶銑とスクラップを装入して溶鋼が生産される。図1に、上底吹き転炉を用いた精錬工程の概略を示す。
 最初に、図1(a)に示すように、転炉1内にスクラップ2を装入する。そして、スクラップ2の装入と同時に、本発明に係る脱りん剤であるCFA、CFAN、CFAS、CFASNの少なくともいずれかを含む精錬剤3を炉内に投入する。CFA、CFAN、CFAS、CFASNの粒径は1~50mm、好ましくは5~35mm程度の粒径のものを使用することができる。
 また、製鋼スラグ発生量削減および製造コスト削減の点から、CFA、CFAN、CFAS、CFASNを使用する際の転炉スラグの装入塩基度は1.3~2.0が好ましい。装入塩基度とは、「転炉内へ供給する副原料中に含まれるCaO質量の合計」を分子とし、「転炉内へ供給する副原料中に含まれるSiO質量の合計」と「溶銑およびスクラップ中に含まれているSiが全部SiOに酸化されたとした場合のSiO質量」との合計を分母として計算される比の数値である。また、本発明に係る脱りん剤の効果を十分に得るためには、カルシウムフェライトから供給するCaO量が、転炉内へ供給する精錬剤3に含まれる全CaO質量の20%以上であることが好ましい。
 スクラップ2および精錬剤3を装入した後、炉内に溶銑4を装入(図1(b))し、その後、ランス5から酸素を溶銑4に吹き込む吹錬を行う(図1(c))。
 吹錬によって、溶銑3中のりんが酸素およびスラグ中のCaOと反応して、スラグ側に移行する。通常、CaO源として生石灰は高融点であり、精錬時の溶銑温度での溶解速度は小さいが、本発明に係る脱りん剤であるCFA、CFAN、CFAS、CFASNは溶銑温度で溶融するため溶解速度が大きく、スラグ中のCaO濃度を早期に上昇することで、溶銑の脱りんを促進することができる。
 本発明において、CFA、CFAN、CFAS、CFASNのいずれかを含む精錬剤3の投入は、転炉内に溶銑4を装入した後でも効果を発現するが、溶銑4の装入前に精錬剤3を投入しておくことが好ましい。これは、溶銑4の装入時の撹拌力を利用して、CFA、CFAN、CFAS、CFASNの溶解を促進するためである。あるいは、精錬剤のうちCFA、CFAN、CFAS、CFASNのみを溶銑4の装入前に投入し、精錬剤のその他の物質を吹錬時に投入してもよい。
 CaOおよびFeからなるカルシウムフェライトは上述の通りCaOの溶融性を改善した化合物であり、生石灰等に対して溶融しやすく、脱りん効果を発揮することは周知であるが、本発明に係る脱りん剤であるAl、もしくは、さらに、SiOもしくは、NaOを含有するカルシウムフェライトを用いることで、さらに融点が下がり、脱りん効果を高めることができる。
 脱りんを行う精錬の形態としては、脱りんを行った後に別の炉で脱炭を行う場合と、MURC(Multi Refining Converter)法と呼ばれる、脱りんを行った後、転炉を傾動してりん濃度が高いスラグを排出し、その後同一炉で継続して脱炭を行う場合等がある。本発明は、いずれの場合にも適用できるが、殊にMURC法では、脱りん時の吹錬時間が通常4分以内と短時間であり、このような場合でも、本発明に係る脱りん剤による脱りん方法によれば効率よく脱りん処理が行える。
 以上、本発明の好適な実施形態について説明したが、本発明はかかる例に限定されない。当業者であれば、特許請求の範囲に記載された技術的思想の範疇内において、各種の変更例または修正例に想到しうることは明らかであり、それらについても当然に本発明の技術的範囲に属するものと了解される。
 表1に示す種々のカルシウムフェライトを用いて、転炉での脱りん処理を行った。脱りん処理の条件は、脱りん前[P]が0.1%、吹錬時間が3~4分、装入塩基度が1.8、カルシウムフェライト使用量が10kg/tの条件である。表中の成品[P]は、鋳片段階での[P]である。また、脱りん吹錬中に転炉炉口からのスロッピングの状況を調査し、スロッピングが原因で吹錬を途中で中断した場合は「有」とし、中断しなかった場合を「無」とした。また投入タイミングとは、カルシウムフェライトを転炉内に投入するタイミングであり、「溶銑装入前」もしくは「溶銑装入後」とした。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
 本発明例であるNo.1~No.9は成品[P]<0.02%を達成し、特にNo.3、No.4、No.8およびNo.9は成品[P]<0.015%であり、より優れた脱りん能を示すことがわかった。一方で、比較例であるNo.10~16はいずれも成品[P]>0.02%であり、脱りんが不十分であった。
 本発明剤であるNo.1およびNo.2は、Alが3~20質量%、(Al質量%)/(CaO質量%)比が0.04~0.5であり、Alによりカルシウムフェライトの溶融が促進し、脱りんスラグへのCaOを供給速度が大きいため、脱りんが促進したと考えられる。一方でNo.10はAlが2質量%未満であり、カルシウムフェライトの溶解が不十分であったため、脱りんが不十分であったと考えられる。また、No.11はAl濃度が20質量%より大きいため、激しいスロッピングがおこり、吹錬を途中で中断したこと、(Al質量%)/(CaO質量%)比が0.5より大きく、Al濃度の上昇により、脱りんスラグへのCaOの供給量が少なかったことで脱りんが不十分であったと考えられる。
 また、本発明に係る脱りん剤であるNo.3およびNo.4は、Alが2~20質量%、(Al質量%)/(CaO質量%)比が0.04~0.5、さらに(NaO)/(Al)比が0.1~2.0であり、AlおよびNaOによりカルシウムフェライトの溶融が促進し、NaOがスラグのフォスフェイトキャパシティーを増大したこと、NaOが転炉スラグの粘度を下げスラグ側のりんの物質移動を促進したことで、本発明例であるNo.1やNo.2に対して、更に脱りんが促進したと考えられる。また、No.5は、カルシウムフェライトを転炉内に投入するタイミングが「溶銑装入後」であり、No.3およびNo.4の「溶銑装入前」に対して、反応時間が短く、成品[P]は上昇したものの、成品[P]<0.02%を達成することが可能であった。
 一方で、No.12ではAlが2質量%より小さく、カルシウムフェライトの溶融が不十分であったこと、(NaO)/(Al)比が2.0より大きく、NaOの気化によりNaOが十分に脱りんスラグ中に残留しなかったことで、脱りんが不十分であったと考えられる。また、No.13は、(NaO)/(Al)が0.1より小さく、NaOによりスラグのフォスフェイトキャパシティー、スラグ側のりんの物質移動速度を十分に大きくできなかったため、脱りんが不十分であったと考えられる。No.14は(NaO)/(Al)比が2.0より大きく、NaOの気化によりNaOが十分に脱りんスラグ中に残留しなかったことで、脱りんが不十分であったと考えられる。
 また、本発明に係る脱りん剤であるNo.6およびNo.7は、Alが2~20質量%、(Al質量%)/(CaO質量%)比が0.04~0.5、SiOが1~10質量%、(SiO質量%)/(CaO質量%)比が0.04~0.3であり、AlおよびSiOによりカルシウムフェライトの溶融が促進し、脱りんスラグへのCaOを供給速度が大きいため、脱りんが促進したと考えられる。一方でNo.15はAlが2質量%未満、SiOが1質量%未満であり、カルシウムフェライトの溶解が不十分であったため、脱りんが不十分であったと考えられる。また、No.16はAl濃度が2質量%未満、SiOが10質量%以上であり、SiOによりスラグの塩基度が低下したことで、脱りんが不十分であったと考えられる。
 本発明は、製鋼工程において、鉄を含有するスクラップと溶銑を精錬炉に装入して吹錬し、溶鋼を溶製する際の脱りん処理方法に適用できる。
 1  転炉
 2  スクラップ
 3  精錬剤
 4  溶銑
 5  ランス

Claims (7)

  1.  2~20質量%のAlを含有し、残部がカルシウムフェライトと不純物であり、
     (Al質量%)/(CaO質量%)比が0.04~0.5である、溶鉄の脱りん剤。
  2.  さらに、1~10質量%のSiOを含有し、(SiO質量%)/(CaO質量%)比が0.04~0.3である、請求項1に記載の溶鉄の脱りん剤
  3.  さらに(NaO質量%)/(Al質量%)比が0.1~2.0となるNaOを含有する、請求項1または2のいずれか1項に記載の溶鉄の脱りん剤。
  4.  請求項1~3のいずれか1項に記載の脱りん剤を含有する、精錬剤。
  5.  請求項4に記載の精錬剤を転炉内に添加し、溶銑の脱りん処理を行う方法であって、装入(CaO)/(SiO)比が1.3~2.0である、溶鉄の脱りん方法。
  6.  前記カルシウムフェライトに含まれるCaO質量が、前記精練剤に含まれるCaO質量の20%以上である、請求項5に記載の溶銑の脱りん方法。
  7.  前記精錬剤を溶銑の装入よりも前に前記転炉内に投入する、請求項5に記載の溶銑の脱りん方法。
PCT/JP2016/089082 2016-01-05 2016-12-28 溶鉄の脱りん剤、精錬剤および脱りん方法 Ceased WO2017119392A1 (ja)

Priority Applications (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
KR1020187002603A KR102105353B1 (ko) 2016-01-05 2016-12-28 용선의 탈린제, 정련제 및 탈린 방법
JP2017560372A JP6481774B2 (ja) 2016-01-05 2016-12-28 溶鉄の脱りん剤、精錬剤および脱りん方法
CN201680045089.0A CN107849625A (zh) 2016-01-05 2016-12-28 铁水的脱磷剂、精炼剂以及脱磷方法

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2016000488 2016-01-05
JP2016-000488 2016-01-05

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2017119392A1 true WO2017119392A1 (ja) 2017-07-13

Family

ID=59273677

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/JP2016/089082 Ceased WO2017119392A1 (ja) 2016-01-05 2016-12-28 溶鉄の脱りん剤、精錬剤および脱りん方法

Country Status (5)

Country Link
JP (1) JP6481774B2 (ja)
KR (1) KR102105353B1 (ja)
CN (1) CN107849625A (ja)
TW (1) TWI609839B (ja)
WO (1) WO2017119392A1 (ja)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
TWI683000B (zh) * 2018-03-07 2020-01-21 日商日本製鐵股份有限公司 熔銑的脫磷方法
CN116622939A (zh) * 2023-06-29 2023-08-22 中天钢铁集团有限公司 一种降低转炉钢铁料消耗的冶炼方法

Families Citing this family (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US20250075280A1 (en) * 2021-08-10 2025-03-06 Jfe Steel Corporation Cold iron source melting ratio estimation device, converter-type refining furnace control device, cold iron source melting ratio estimation method, and molten iron refining treatment method
CN113943844B (zh) * 2021-10-19 2022-04-15 北京科技大学 一种铁水罐脱磷-转炉单脱碳的炼钢方法
CN114657326B (zh) * 2022-03-30 2024-04-02 北京科技大学 一种脱磷剂及其应用
CN114990276A (zh) * 2022-07-04 2022-09-02 北京科技大学 一种铁水同时预脱硫预脱磷的方法
KR102775761B1 (ko) 2024-02-20 2025-03-04 조선래 지금 부착 방지용 이형 코팅 조성물

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH02232313A (ja) * 1989-03-06 1990-09-14 Taiyo Giken Kogyo Kk 溶鋼の脱りん剤
CN101775465A (zh) * 2009-12-31 2010-07-14 辽宁天和矿产有限公司 一种转炉炼钢脱磷剂及其制备方法
WO2013190591A1 (ja) * 2012-06-18 2013-12-27 Jfeスチール株式会社 精錬方法及び溶鋼の製造方法
JP2014031562A (ja) * 2012-08-06 2014-02-20 Nippon Steel & Sumitomo Metal 溶銑の脱りん処理方法
JP2014040623A (ja) * 2012-08-21 2014-03-06 Nippon Steel & Sumitomo Metal 溶銑の脱りん方法

Family Cites Families (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2001348610A (ja) 2000-06-07 2001-12-18 Nippon Steel Corp 滓化促進剤
CN1600872A (zh) * 2004-10-26 2005-03-30 上海彭浦冶金辅料有限公司 一种转炉脱磷剂及其制备方法
JP5525939B2 (ja) 2010-07-02 2014-06-18 大阪鋼灰株式会社 石灰系フラックスおよびその製造法
CN102453788A (zh) * 2010-10-21 2012-05-16 金素玉 转炉炼钢脱磷剂制备方法
JP5360174B2 (ja) 2011-09-15 2013-12-04 新日鐵住金株式会社 溶銑の脱りん方法
JP5772645B2 (ja) 2012-02-10 2015-09-02 新日鐵住金株式会社 溶銑の脱りん処理方法
CN102787212A (zh) * 2012-06-28 2012-11-21 辽宁中汇环保科技有限公司 一种炼钢脱磷剂及其制备方法
CN103981335B (zh) * 2014-05-30 2015-11-18 重庆大学 一种含钒铁水提钒脱磷剂
CN104593546B (zh) * 2014-09-26 2016-07-06 洛阳金石再生资源开发有限公司 一种预熔型铁酸钙脱磷剂的制备方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH02232313A (ja) * 1989-03-06 1990-09-14 Taiyo Giken Kogyo Kk 溶鋼の脱りん剤
CN101775465A (zh) * 2009-12-31 2010-07-14 辽宁天和矿产有限公司 一种转炉炼钢脱磷剂及其制备方法
WO2013190591A1 (ja) * 2012-06-18 2013-12-27 Jfeスチール株式会社 精錬方法及び溶鋼の製造方法
JP2014031562A (ja) * 2012-08-06 2014-02-20 Nippon Steel & Sumitomo Metal 溶銑の脱りん処理方法
JP2014040623A (ja) * 2012-08-21 2014-03-06 Nippon Steel & Sumitomo Metal 溶銑の脱りん方法

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
TWI683000B (zh) * 2018-03-07 2020-01-21 日商日本製鐵股份有限公司 熔銑的脫磷方法
CN116622939A (zh) * 2023-06-29 2023-08-22 中天钢铁集团有限公司 一种降低转炉钢铁料消耗的冶炼方法

Also Published As

Publication number Publication date
KR20180021167A (ko) 2018-02-28
TW201726550A (zh) 2017-08-01
JP6481774B2 (ja) 2019-03-13
KR102105353B1 (ko) 2020-04-29
TWI609839B (zh) 2018-01-01
JPWO2017119392A1 (ja) 2018-04-05
CN107849625A (zh) 2018-03-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP6481774B2 (ja) 溶鉄の脱りん剤、精錬剤および脱りん方法
JP5553167B2 (ja) 溶銑の脱りん方法
JP4499969B2 (ja) 溶鋼の取鍋精錬による脱硫方法
JP5360174B2 (ja) 溶銑の脱りん方法
CN104032096A (zh) 一种脱硫渣改性剂和铁水脱硫的方法
JPS587691B2 (ja) 製鋼法
JP5182322B2 (ja) 溶銑の脱燐方法
JP4977870B2 (ja) 製鋼方法
JP5365464B2 (ja) 電気炉を用いて行う製鋼精錬方法
JP2004190114A (ja) 溶銑の脱りん方法
WO2007100109A1 (ja) 溶銑脱燐方法
JP2019151535A (ja) リン酸スラグ肥料の製造方法
JPH0141681B2 (ja)
JP6627601B2 (ja) 溶銑の脱りん剤および脱りん方法
JP4422318B2 (ja) 耐火物溶損の少ない溶銑脱燐方法
JP5286892B2 (ja) 溶銑の脱りん精錬方法
JP5061545B2 (ja) 溶銑の脱燐処理方法
JP4854933B2 (ja) 反応効率の高い精錬方法
JP6460265B2 (ja) 転炉吹錬方法
JP5447554B2 (ja) 溶銑の脱りん処理方法
JP5803837B2 (ja) 溶銑の脱珪脱りん処理方法
JP2002275521A (ja) 高炭素溶鋼の脱燐精錬方法
JP3733819B2 (ja) 溶銑の脱りん方法
JP3704912B2 (ja) 溶銑の脱珪・脱硫方法
JPS58181815A (ja) 転炉による溶銑の予備脱硅方法

Legal Events

Date Code Title Description
121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 16883891

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2017560372

Country of ref document: JP

Kind code of ref document: A

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 20187002603

Country of ref document: KR

Kind code of ref document: A

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 16883891

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1