JPH0160524B2 - - Google Patents
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- JPH0160524B2 JPH0160524B2 JP12557983A JP12557983A JPH0160524B2 JP H0160524 B2 JPH0160524 B2 JP H0160524B2 JP 12557983 A JP12557983 A JP 12557983A JP 12557983 A JP12557983 A JP 12557983A JP H0160524 B2 JPH0160524 B2 JP H0160524B2
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- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
- C21C7/04—Removing impurities by adding a treating agent
- C21C7/064—Dephosphorising; Desulfurising
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- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
Description
この発明は、溶鋼の脱燐方法に関するものであ
る。
鋼中の不純物元素である燐は、鋼の精錬段階で
除去される。この燐は除去は、精錬炉での酸化精
錬における、
Ｐ＋Ｏ→P2O5 P2O5→CaO・P2O5
の反応によつて溶鋼中の燐を酸化させ、生成した
燐酸化物を酸化性スラグに吸収させた上、前記燐
酸化物を吸収した酸化性スラグを、溶鋼から除去
することによつて行なわれている。
上述した脱燐反応は、鋼の精錬において、スラ
グおよび鋼の酸素濃度が高い場合に進行すること
が一般的に知られており、この反応を行なわせる
ためには、例えば転炉のような酸化精錬炉が使用
されている。
近年、極低燐鋼の要求が強いことから、上記に
より精錬炉で脱燐された溶鋼の燐濃度を更に低減
するために、前記溶鋼を次のような方法で脱燐す
ることが行なわれている。
(1) 精錬炉から出鋼され取鍋に収容された未脱酸
の溶鋼中に、精錬炉において溶鉄の精錬に使用
したまだ脱燐能を有する酸化性の溶融スラグ
（以下、精錬炉スラグという）を所定量添加し
た上、この溶鋼を攪拌して脱燐する方法。
(2) 上記(1)の方法において、取鍋内の溶鋼中に精
錬炉スラグと共に例えばメタケイ酸ソーダのよ
うな強力な脱燐剤を大量に添加する方法。
しかしながら、上記(1)の方法は、脱燐率〔（処
理前の鋼中燐濃度−処理後の鋼中燐濃度）÷処理
前の鋼中燐濃度×100％〕が低いため実用性に乏
しく、一方、上記(2)の方法によれば高い脱燐率が
得られるが、脱燐剤が高価なためコスト高となる
問題があつた。
そこで、本発明者等は、上記(1)の方法におい
て、取鍋内の溶鋼中に精錬炉スラグと共に安価な
生石灰（CaO）を添加することを試みた。第１図
はこの方法による脱燐率と上記(1)の方法による脱
燐率の比較である。第１図において、白丸印は、
上記(1)の方法により、溶鋼１屯当り15〜20Kgの量
の精錬炉スラグを添加した場合、そして、黒丸印
は、溶鋼１屯当り15〜20Kgの量の精錬炉スラグ
と、溶鋼１屯当り２〜４Kgの量の生石灰（CaO）
とを添加した場合である。
第１図からわかるように、溶鋼中に精錬炉スラ
グと共に生石灰（CaO）を添加しても、脱燐率を
大幅に向上させることはできなかつた。その理由
は、CaO添加時のスラグは、その組成からみて融
点が約1700℃であるのに対し、通常の精錬炉出鋼
時の溶鋼の温度は1600〜1660℃であるから、添加
したCaOの滓化が困難になるためである。
この発明は、上述のような観点から、CaOの滓
化を促進し、脱燐能の向上を図つて、低コストで
極低燐鋼を製造することができる溶鋼の脱燐方法
を提供するもので、容器内に収容された、酸素濃
度が400ppm以上の未脱酸溶鋼中に、精錬炉で溶
鉄の精錬に使用した酸化性の溶融スラグと、生石
灰と、生石灰滓化促進剤とを、各々所定量添加し
た上、前記容器内の溶鋼を強制的に攪拌すること
により脱燐用スラグを生成させて、前記脱燐用ス
ラグと前記溶鋼間で脱燐反応を行なわせ、次い
で、前記溶鋼中の燐を吸収した脱燐用スラグを前
記容器内から除去することに特徴を有するもので
ある。
この発明において、脱燐処理を施す溶鋼は、鋼
中の酸素濃度が400ppm以上の未脱酸溶鋼である
ことを必要とする。即ち鋼中の酸素濃度が
400ppm未満では、活発な脱燐反応を起させるこ
とができない。
溶鋼中に添加する精錬炉スラグの量は、溶鋼１
屯当り15〜30Kgが好ましい。即ち、精錬炉スラグ
の添加量が15Kg／未満では脱燐酸化物の吸収能が
不足し、一方、30Kg／Ｔを超えると溶鋼の攪拌時
に取鍋から溶融スラグが溢出する問題が生ずる。
前記溶鋼中に添加する精錬炉スラグは、塩基度
が2.0以上、Total FeOが18wt.％以上そしてP2O5
が2.5wt.％以下であることを必要とする。即ち、
塩基度が2.0未満、Total FeOが18wt.％未満、そ
してP2O5が2.5wt.％を超えると、適切な脱燐反応
を起させることができない。
また、前記溶鋼中に添加する生石灰（CaO）の
量は、溶鋼１屯当り４〜10Kgが好ましい。即ち、
前記生石灰（CaO）の添加量が４Kg／Ｔ未満では
脱燐酸化物の吸収能が不足し、一方、10Kg／Ｔを
超えると溶鋼が冷却して凝固するおそれが生ず
る。
更に、前記溶鋼中に添加する生石灰滓化促進剤
の量は、溶鋼１屯当り0.1〜６Kgが好ましい。即
ち、前記生石灰滓化促進剤の添加量が0.1Kg／Ｔ
未満では生石灰（CaO）の滓化促進効果がなく、
一方、６Kg／Ｔを超えるとコスト高となる。
次に、この発明を図面を参照して説明する。
第２図はこの発明方法の一実施態様を示す工程
図である。第２図において、１は酸化精錬炉の一
例としての転炉、２は容器で、同図Ａに示すよう
に、転炉１により精錬された鋼中の酸素濃度が
400ppm以上の未脱酸溶鋼３を、転炉１から出鋼
し、容器２内に収容する。このとき転炉１内にあ
る。溶鉄を精錬したときの精錬炉スラグ４の所定
量（15〜30Kg／Ｔ）を、転炉１から容器２内に供
給する。第１表は前記精錬炉スラグの成分組成で
ある。
The present invention relates to a method for dephosphorizing molten steel. Phosphorus, an impurity element in steel, is removed during the steel refining stage. This phosphorus is removed by oxidizing the phosphorus in the molten steel through the reaction of P+O → P 2 O 5 P 2 O 5 → CaO・P 2 O 5 during oxidation refining in a smelting furnace, and oxidizing the generated phosphorus oxides. This is done by allowing the oxidizing slag to absorb the phosphorous oxide, and then removing the oxidizing slag that has absorbed the phosphorous oxide from the molten steel. It is generally known that the above-mentioned dephosphorization reaction progresses when the oxygen concentration of slag and steel is high during steel refining. A smelting furnace is used. In recent years, as there has been a strong demand for ultra-low phosphorus steel, in order to further reduce the phosphorus concentration of the molten steel dephosphorized in the refining furnace as described above, the molten steel has been dephosphorized by the following method. There is. (1) Oxidizing molten slag that was used for refining molten iron in the smelting furnace and still has dephosphorizing ability (hereinafter referred to as smelting furnace slag) is contained in the undeoxidized molten steel taken from the smelting furnace and stored in a ladle. ) is added in a predetermined amount and then the molten steel is stirred to dephosphorize it. (2) In the method of (1) above, a method in which a large amount of a strong dephosphorizing agent such as sodium metasilicate is added to the molten steel in the ladle together with smelting furnace slag. However, method (1) above is impractical because the dephosphorization rate [(phosphorus concentration in steel before treatment - phosphorus concentration in steel after treatment) ÷ phosphorus concentration in steel before treatment x 100%] is low. On the other hand, although a high dephosphorization rate can be obtained according to the method (2) above, there is a problem in that the cost is high because the dephosphorizing agent is expensive. Therefore, in the method (1) above, the present inventors attempted to add inexpensive quicklime (CaO) together with smelting furnace slag to the molten steel in the ladle. Figure 1 shows a comparison of the dephosphorization rate by this method and the dephosphorization rate by method (1) above. In Figure 1, the white circles are
When smelting furnace slag is added in an amount of 15 to 20 kg per ton of molten steel by method (1) above, the black circle indicates that smelting furnace slag in an amount of 15 to 20 kg per ton of molten steel and 1 ton of molten steel are added. Quicklime (CaO) in an amount of 2 to 4 kg per
This is the case when . As can be seen from Figure 1, even if quicklime (CaO) was added together with smelting furnace slag into molten steel, the dephosphorization rate could not be significantly improved. The reason for this is that the melting point of slag when CaO is added is approximately 1,700℃ considering its composition, whereas the temperature of molten steel when tapped from a normal smelting furnace is 1,600 to 1,660℃. This is because it becomes difficult to slag. From the above-mentioned viewpoints, the present invention provides a method for dephosphorizing molten steel that can produce ultra-low phosphorus steel at low cost by promoting slag formation of CaO and improving dephosphorization ability. Then, oxidizing molten slag used for refining molten iron in a smelting furnace, quicklime, and quicklime slag accelerator were added to undeoxidized molten steel with an oxygen concentration of 400 ppm or more housed in a container. After adding a predetermined amount, a dephosphorization slag is generated by forcibly stirring the molten steel in the container, a dephosphorization reaction is performed between the dephosphorization slag and the molten steel, and then in the molten steel. The method is characterized in that the dephosphorization slag that has absorbed phosphorus is removed from the container. In this invention, the molten steel to be dephosphorized needs to be undeoxidized molten steel with an oxygen concentration of 400 ppm or more. In other words, the oxygen concentration in the steel is
At less than 400 ppm, active dephosphorization reaction cannot occur. The amount of refining furnace slag added to molten steel is 1
15 to 30 kg per tonne is preferred. That is, if the amount of smelting furnace slag added is less than 15 kg/T, the absorption capacity for dephosphorization oxides is insufficient, while if it exceeds 30 kg/T, a problem arises in which molten slag overflows from the ladle when stirring molten steel. The smelting furnace slag added to the molten steel has a basicity of 2.0 or more, a total FeO of 18 wt.% or more, and P 2 O 5
must be less than 2.5wt.%. That is,
If the basicity is less than 2.0, the total FeO is less than 18 wt.%, and the P 2 O 5 is more than 2.5 wt.%, an appropriate dephosphorization reaction cannot occur. Further, the amount of quicklime (CaO) added to the molten steel is preferably 4 to 10 kg per ton of molten steel. That is,
If the amount of quicklime (CaO) added is less than 4 kg/T, the absorption capacity for dephosphorization oxides will be insufficient, while if it exceeds 10 kg/T, there is a risk that the molten steel will cool and solidify. Furthermore, the amount of quicklime slag accelerator added to the molten steel is preferably 0.1 to 6 kg per ton of molten steel. That is, the addition amount of the quicklime slag accelerator is 0.1Kg/T.
If it is less than that, there is no slag promoting effect of quicklime (CaO),
On the other hand, if it exceeds 6 kg/T, the cost will be high. Next, the present invention will be explained with reference to the drawings. FIG. 2 is a process diagram showing one embodiment of the method of this invention. In Figure 2, 1 is a converter as an example of an oxidation refining furnace, 2 is a container, and as shown in Figure A, the oxygen concentration in the steel refined by the converter 1 is
Undeoxidized molten steel 3 having a concentration of 400 ppm or more is tapped from a converter 1 and stored in a container 2. At this time, it is inside the converter 1. A predetermined amount (15 to 30 kg/T) of smelting furnace slag 4 obtained by refining molten iron is supplied from a converter 1 into a container 2. Table 1 shows the composition of the refining furnace slag.
【表】
次いで、容器２内の溶鋼中に所定量（４〜10
Kg／Ｔ）の生石灰と、所定量（0.1〜６Kg／Ｔ）
の生石灰滓化促進剤とを添加する。生石灰滓化促
進剤としては、例えば螢石（CaF2）のような弗
化物およびメタケイ酸ソーダ（Na2O・SiO2）の
ようなソーダ化合物の１種または数種を使用す
る。なお、必要によつて脱燐剤を溶鋼中に添加し
てもよい。
次に、上記により精錬炉スラグ、生石灰
（CaO）および生石灰滓化促進剤の添加された溶
鋼３中に、同図Ｂに示すように、ランス５から例
えばアルゴンガスのような不活性ガスを噴射し、
前記ガスによつて、溶鋼３および溶融スラグ４を
攪拌し、滓化を促進させる。
上述した攪拌により、CaOは滓化促進剤と化合
して低融点化合物となり滓化されて脱燐用スラグ
が生成する。一方、溶鋼中の燐分は、溶鋼中の酸
素および添加された精錬炉スラグにより酸化さ
れ、下記の反応により酸化燐となる。そして、生
成した酸化燐は、上記により滓化された脱燐用ス
ラグ
FeO＋Ｐ→Fe＋P2O5
Ｐ＋Ｏ→P2O5
と反応して化合物を作り、脱燐用スラグ中に吸収
される。このような溶鋼攪拌処理に要する時間は
10〜15分間である。
次いで、脱燐処理の終了した溶鋼の湯面上にあ
る溶鋼脱燐後のスラグを、同図Ｃに示すように、
真空除滓装置６により吸引して除去し、前記スラ
グによる鋼中への復燐を防止する。
第３図は、上述したこの発明の脱燐方法によつ
て得られる鋼中の燐濃度を従来方法の場合と比較
して示したグラフである。なお、第３図に記した
各マークの説明を、下記第２表に示す。
また第４図は、上述したこの発明の脱燐方法に
よる脱燐率を示すグラフである。第４図に記した
マークは、上記第２表と同じである。[Table] Next, a predetermined amount (4 to 10
Kg/T) of quicklime and a specified amount (0.1~6Kg/T)
and a quicklime slag accelerator. As the quicklime slag accelerator, one or more of fluorides such as fluorite (CaF 2 ) and soda compounds such as sodium metasilicate (Na 2 O.SiO 2 ) are used. Note that a dephosphorizing agent may be added to the molten steel if necessary. Next, as shown in FIG. death,
The gas stirs the molten steel 3 and the molten slag 4 to promote slag formation. As a result of the above-mentioned stirring, CaO is combined with the sludge accelerator to become a low melting point compound and sludged to produce dephosphorization slag. On the other hand, the phosphorus content in the molten steel is oxidized by the oxygen in the molten steel and the added smelting furnace slag, and becomes phosphorus oxide through the following reaction. Then, the generated phosphorus oxide reacts with the dephosphorization slag FeO+P→Fe+P 2 O 5 P+O→P 2 O 5 which has been turned into a sludge as described above to form a compound, which is absorbed into the dephosphorization slag. The time required for such molten steel stirring treatment is
10-15 minutes. Next, as shown in FIG.
The slag is removed by suction by the vacuum slag removal device 6 to prevent the slag from returning to the steel. FIG. 3 is a graph showing the phosphorus concentration in steel obtained by the above-described dephosphorization method of the present invention in comparison with the conventional method. Note that an explanation of each mark shown in FIG. 3 is shown in Table 2 below. Further, FIG. 4 is a graph showing the dephosphorization rate by the above-mentioned dephosphorization method of the present invention. The marks shown in FIG. 4 are the same as in Table 2 above.
【表】
第３図および第４図からわかるように、本発明
方法によれば、溶鋼を70％以上の脱燐率で脱燐
し、燐分が0.006wt.％以下の極低燐鋼を安定して
製造することができる。
また第５図は、従来の脱燐方法である、15Kg／
Ｔの量の精錬炉スラグと、12Kg／Ｔの量の脱燐剤
とを添加して溶鋼を脱燐処理したときのコストを
１とした場合における、本発明方法による脱燐処
理とした場合のコストの比較である。第５図に記
した本発明方法のNo.は、下記第３表のように添加
剤の量を示している。[Table] As can be seen from Figures 3 and 4, according to the method of the present invention, molten steel can be dephosphorized with a dephosphorization rate of 70% or more, and ultra-low phosphorus steel with a phosphorus content of 0.006wt.% or less can be produced. Can be manufactured stably. Figure 5 also shows the conventional dephosphorization method, 15Kg/
When the cost of dephosphorizing molten steel by adding T amount of smelting furnace slag and 12 kg/T amount of dephosphorizing agent is 1, the dephosphorization treatment by the method of the present invention is calculated as follows: This is a cost comparison. The No. of the method of the present invention shown in FIG. 5 indicates the amount of additive as shown in Table 3 below.
【表】
第５図からわかるように、本発明方法によれば
従来方法より大幅に脱燐コストを低減させること
ができる。
以上説明したように、この発明方法によれば、
溶鋼を極めて高い脱燐率で低コストにより脱燐
し、極低燐鋼を製造することができる優れた効果
がもたらされる。[Table] As can be seen from FIG. 5, the method of the present invention can significantly reduce the dephosphorization cost compared to the conventional method. As explained above, according to the method of this invention,
The excellent effect of dephosphorizing molten steel at an extremely high dephosphorization rate at low cost and producing extremely low phosphorus steel is brought about.
第１図は従来方法の脱燐率を示すグラフ、第２
図はこの発明方法の一実施態様を示す工程図、第
３図はこの発明方法によつて得られる鋼中の燐濃
度を従来方法の場合と比較して示すグラフ、第４
図はこの発明方法の脱燐率を示すグラフ、第５図
はこの発明方法と従来方法との脱燐コストの比較
を示すグラフである。図面において、
１…転炉、２…容器、３…溶鋼、４…精錬炉ス
ラグ、５…ランス、６…真空除滓装置。
Figure 1 is a graph showing the dephosphorization rate of the conventional method.
Figure 3 is a process diagram showing an embodiment of the method of the present invention; Figure 3 is a graph showing the phosphorus concentration in steel obtained by the method of the invention compared to that of the conventional method;
The figure is a graph showing the dephosphorization rate of the method of this invention, and FIG. 5 is a graph showing a comparison of the dephosphorization cost between the method of this invention and the conventional method. In the drawings, 1... converter, 2... container, 3... molten steel, 4... refining furnace slag, 5... lance, 6... vacuum slag removal device.
Claims (1)
上の未脱酸溶鋼中に、精錬炉で溶鉄の精錬に使用
した酸化性の溶融スラグと、生石灰と、生石灰滓
化促進剤とを、各々所定量添加した上、前記容器
内の溶鋼を強制的に攪拌することにより脱燐用ス
ラグを生成させて、前記脱燐用スラグと前記溶鋼
間で脱燐反応を行なわせ、次いで、前記溶鋼中の
燐を吸収した脱燐用スラグを前記容器内から除去
することを特徴とする溶鋼の脱燐方法。1. Oxidizing molten slag used for refining molten iron in a smelting furnace, quicklime, and quicklime slag accelerator are added to undeoxidized molten steel with an oxygen concentration of 400 ppm or more housed in a container. After adding a fixed amount, a dephosphorizing slag is generated by forcibly stirring the molten steel in the container, a dephosphorizing reaction is performed between the dephosphorizing slag and the molten steel, and then the molten steel in the molten steel is A method for dephosphorizing molten steel, comprising removing slag for dephosphorization that has absorbed phosphorus from inside the container.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP12557983A JPS6021315A (en) | 1983-07-12 | 1983-07-12 | Dephosphorizing method of molten steel |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP12557983A JPS6021315A (en) | 1983-07-12 | 1983-07-12 | Dephosphorizing method of molten steel |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS6021315A JPS6021315A (en) | 1985-02-02 |
| JPH0160524B2 true JPH0160524B2 (en) | 1989-12-22 |
Family
ID=14913672
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP12557983A Granted JPS6021315A (en) | 1983-07-12 | 1983-07-12 | Dephosphorizing method of molten steel |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS6021315A (en) |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP4964371B2 (en) * | 2001-05-11 | 2012-06-27 | 新日本製鐵株式会社 | Manufacturing method of high carbon steel wire |
-
1983
- 1983-07-12 JP JP12557983A patent/JPS6021315A/en active Granted
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS6021315A (en) | 1985-02-02 |
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