WO1997005291A1 - Procede d'affinage sous vide d'acier en fusion - Google Patents

Procede d'affinage sous vide d'acier en fusion

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WO1997005291A1
WO1997005291A1 PCT/JP1996/002173 JP9602173W WO9705291A1 WO 1997005291 A1 WO1997005291 A1 WO 1997005291A1 JP 9602173 W JP9602173 W JP 9602173W WO 9705291 A1 WO9705291 A1 WO 9705291A1
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WO
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molten steel
vacuum
vacuum chamber
tank
vacuum tank
Prior art date
Application number
PCT/JP1996/002173
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English (en)
French (fr)
Inventor
Shinya Kitamura
Kimitoshi Yonezawa
Kenichiro Miyamoto
Shinji Sasakawa
Kunihiko Fujiwara
Original Assignee
Nippon Steel Corporation
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Publication date
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Priority to AU66300/96A priority patent/AU695201B2/en
Priority to BR9606545A priority patent/BR9606545A/pt
Priority to DE69624783T priority patent/DE69624783T2/de
Priority to CA002201364A priority patent/CA2201364C/en
Priority to EP96925972A priority patent/EP0785284B1/en
Priority to US08/817,269 priority patent/US5902374A/en
Publication of WO1997005291A1 publication Critical patent/WO1997005291A1/ja

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    • 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
    • C21C7/0006Adding metallic additives
    • 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
    • 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
    • C21C7/10Handling in a vacuum

Definitions

  • the present invention relates to a method for vacuum-purifying molten steel, and more particularly to a method for purifying molten steel using a straight-body vacuum vessel having no bottom.
  • the purpose of blowing the gas upward in the vacuum refining furnace is to decarbonize the oxygen in the molten steel by reacting it with the carbon in the molten steel, and burn the A1 added to the molten steel by the oxygen gas blown upward and raise the temperature.
  • DH has been known as a vacuum refining furnace using a straight-body type vacuum tank and a dip tube.
  • the vacuum tank moves up and down to circulate the molten steel, and when the vacuum tank reaches the upper limit position, almost no molten steel is present in the tank. Therefore, when the gas is blown upward, the gas directly hits the bottom of the vacuum tank when the vacuum tank reaches the upper limit position, and the refractory is remarkably damaged. I didn't.
  • the decarburization reaction with top-blown oxygen in the region where the carbon concentration is 0.1% or less is performed at a low carbon concentration.
  • FIG. 8 is a view for explaining a refining method using a conventional RH-type vacuum degassing apparatus.
  • the RH type vacuum degassing device blows gas from a lower end of a riser pipe 23 provided at a tank bottom 22 of a vacuum tank 21 to suck molten steel 24 from a ladle 25 into the vacuum tank 21,
  • the oxygen jet 27 is blown from the upper blowing lance 26 in the vacuum chamber 21 to decarburize the molten steel 24 and heat up A 1, and the treated molten steel 24 is transferred from the downcomer 28 to the ladle 25 again. It will be returned.
  • the molten steel 24 is continuously processed while circulating between the ladle 25 and the vacuum tank 21.
  • the acid feeding method using the upper blowing lance 26 in the RH type vacuum purifying apparatus is subject to various restrictions because the apparatus has a structure in which the vacuum tank 21 has a tank bottom 22. Problem arises First, in the RH type vacuum refining device, the vacuum required to suck up the molten steel 24 in the ladle 25 by vacuum and reach the tank bottom 22 of the vacuum tank 21 is usually 200 Torr or less. Later, in order to circulate the molten steel 24, the degree of vacuum is further increased, and a high degree of vacuum of 150 Torr or less is required.
  • the molten steel depth T is shallow, so that the molten steel is hit on the tank bottom 22 by the oxygen jet 27.
  • a phenomenon occurs, which causes damage to the refractory at the bottom of the tank. Therefore, when performing a hard blow, in order to secure the recess depth L of the cavity 29, for example, the molten steel head is raised to a very high degree of vacuum of about lOTorr, and the molten steel head is raised. There is a restriction that the molten steel depth T on the tank bottom 22 must be secured.
  • the amount of molten steel sucked up is small, and the molten steel depth T in the vacuum chamber 21 is small. Since the bottom refractory of the tank 22 is damaged by the bottom tapping phenomenon, the depth L of the dent by the oxygen jet 27 is restricted, so that the hard blow is impossible and the soft blow is forced. .
  • a vacuum purifier (hereinafter, referred to as a direct-type vacuum purifier), which is constructed by immersing the lower part of a vacuum tank without a tank bottom in a ladle molten steel, is used. Therefore, when refining molten steel, it is possible to supply acid even at a low vacuum because there is no tank bottom.
  • oxygen is blown up using such a device, it is necessary to blow up at a low vacuum to promote the decarburization reaction. This is because, as will be described later, when the degree of vacuum is higher than necessary, iron oxide does not easily flow out of the vacuum chamber, and the decarburization efficiency is reduced. Conversely, when the degree of vacuum is too low, Decarburization speed decreases due to deterioration of reflux and mixing of molten steel.
  • JP-A-5-105936 shows an example in which the degree of vacuum is 200 To or
  • JP-A-6-228629 discloses examples in which the degree of vacuum is 100 To rr or 50 To rr.
  • Japanese Patent Application Laid-Open No. 7-179930 discloses an example in which the degree of vacuum is 200 Torr and carbon is supplied from 0.03% to 0.001% with top-blown oxygen.
  • the decarboxylation efficiency is extremely low, as can be seen from the fact that the secondary combustion rate is 78% or more. This is because, from the values described in the examples, the cavity depth determined by the following calculation formula is only 52 nun, which is a so-called soft blow. It is also probable that the degree of vacuum was too low, which reduced the stirring and mixing of the molten steel and further reduced the decarburization efficiency.
  • Japanese Patent Application Laid-Open No. 6-116626 discloses a technique in which the degree of vacuum is 760 to 100 Torr, and the mixture is refined by changing the mixture ratio of oxygen and Ar in the upper blowing gas according to the degree of vacuum.
  • the carbon concentration at the start of decarburization is The operation is mainly at high carbon concentrations. Even in this case, there is no description as to whether the acid transfer is hard blow or soft blow, which is an important factor in improving the decarburization efficiency, and efficient decarburization with pure oxygen gas is not described. No condition is mentioned.
  • the decarburization reaction mechanism is an example in a completely high carbon concentration region, or an example in which the degree of vacuum is too low.
  • the acid condition no technical elucidation of the acid feeding condition was made to the extent that the soft-mouth operation was recognized in the examples.
  • an A1-containing alloy or the like Prior to decarburization blowing, an A1-containing alloy or the like is added to the molten steel in the straight-body vacuum purifying apparatus in order to raise the temperature of the molten steel in the vacuum chamber of the apparatus prior to the decarburization blowing. It is effective to heat the molten steel by heating the molten steel by supplying the blown oxygen and burning the Al-containing alloy.
  • the A1 heat-up is a technique in which an A1 containing alloy or the like is added to molten steel continuously or in a lump, while upper oxygen is supplied, and the molten steel is heated by utilizing the heat generated by oxidation of A1.
  • oxidizing the carbon in the molten steel is not desirable because the proportion of oxygen used for the oxidation of A1 decreases, and it is generated by reacting the blown oxygen with A1 with high efficiency. It is necessary to heat the molten steel with high efficiency. Thermodynamically, the oxidation of carbon and the oxidation of A1 occur when the CO partial pressure is high, that is, at low vacuum, the oxidation of A1 takes precedence, but when the CO partial pressure is low, that is, at high vacuum, carbon oxidation occurs. Takes precedence.
  • the circulation flow rate of the molten steel needs to be sufficiently large.
  • the required circulation flow rate may be smaller than in the case where the movement of elements is a problem as in the case of blown decarburization. This is because, in the case of heat transfer, in addition to convective heat transfer by the circulating flow, the contribution of conductive heat transfer based on the temperature difference is large.
  • the degree of vacuum is too low, the expansion of the blown gas while floating is increased, so that the stirring energy is reduced, and the stirring and mixing of the molten steel is reduced, thereby lowering the heat transfer efficiency. Therefore, an optimum degree of vacuum is required.
  • JP-A-58-9914 discloses a method in which the powder for refining is blown onto the surface of molten steel at a speed that can sufficiently enter the molten steel under reduced pressure.
  • the flow rate of the blowing gas to the molten steel is limited to Mach 1 or more, and when the flow rate is set to Mach 1 or more, the powder sufficiently enters the molten steel.
  • the method disclosed in the above-mentioned publication discloses spraying onto a molten steel surface.
  • the flow velocity of the discharge gas is extremely high, at Mach 1 or higher, and molten steel is scattered by splashing, causing damage to the lance and refractories.
  • the work burden is large.
  • there is a problem in equipment such as the necessity of newly installing a blowing hole dedicated to the purifying agent in addition to the normal acid feeding hole.
  • a large amount of carrier gas is required to secure the ejection speed, resulting in a temperature drop and an increase in utility costs. Occurs.
  • an RH type vacuum purifying apparatus having a tank bottom is used for purifying water from a water-cooled top-blowing lance inserted into a vacuum tank.
  • a method for blowing molten powder to refine molten steel is disclosed.
  • the recirculation speed in a tank or a pan in a conventional vacuum purification device required a high spraying speed because the renewal speed of molten steel was not fast.
  • increasing the carrier gas jet velocity in order to increase the powder spraying rate is not preferable because it causes an increase in gas flow rate and an increase in pitching.
  • the powder speed is at most about one half of the carrier gas speed, and the insertion depth of the powder has been reported to be constant regardless of the carrier gas flow rate. It is not advisable to increase the carrier gas speed insignificantly.
  • a vacuum chamber is used to adjust the composition of molten steel after blow-acid decarburization or high-vacuum treatment, or to suppress adhesion of metal during blow-acid decarburization.
  • the molten steel may be burner-heated using a top blowing lance.
  • the combustion frame of the gas blown upward is characterized in that the length of the combustion frame becomes longer because the pressure in the vacuum chamber is reduced.
  • the unburned hydrocarbon-based auxiliary reacts with the molten steel, causing a fatal problem of increasing the concentration of carbon and hydrogen in the molten steel. Therefore, to avoid this, there are methods to reduce the vacuum and shorten the frame, or to increase the distance between the lance and the molten steel surface.
  • RH the degree of vacuum cannot be reduced because molten steel must be sucked into the vacuum chamber in order to recirculate, and only means for increasing the lance height can be taken.
  • the space between the average frame area and the molten steel surface is widened, so that the heat transfer efficiency is reduced.
  • An object of the present invention is to solve the problems of the prior art by providing optimal blowing conditions in a vacuum tank of the above-described apparatus when performing decarburizing blowing of molten steel in a straight-body vacuum purifying apparatus.
  • an object of the present invention is to provide, as the above-mentioned blowing conditions, optimal vacuum degree in a vacuum chamber and acid supply conditions.
  • Another object of the present invention is to provide an optimal A1 heat-up method for raising the temperature of molten steel in the vacuum chamber to a desired temperature.
  • Still another object of the present invention is to provide optimum desulfurization conditions for molten steel in the vacuum chamber.
  • Still another object of the present invention is to provide a method for raising the temperature of molten steel in the vacuum chamber and the surface of the vacuum chamber refractory by burner heating.
  • the present invention achieves the above objects by the following refining method.
  • molten steel decarbonized in a converter or the like and adjusted to have a C content of 0.1% or less is charged into a vacuum tank of a straight-body vacuum refining apparatus. While maintaining the atmosphere at a low degree of vacuum of 105 to 195 Torr, oxygen from the top blowing lance at an acid feed rate such that the cavity has a depth of 150 to 400 mm with respect to the surface of the molten steel in the vacuum tank.
  • This is a refining method for supplying to the molten steel.
  • the distance between the lower end of the immersion portion of the vacuum chamber and the surface of the molten steel in the vacuum chamber can be reduced.
  • the slag particles caught in the slag can easily flow out of the tank from the lower end of the immersion part. as a result Since almost all the slag existing in the vacuum chamber is discharged in a short time, the iron oxide generated by the top-blown oxygen can exist as pure FeO, thereby maintaining high decarbonation efficiency. Can be.
  • the present invention sets the atmosphere in the vacuum chamber to a low degree of vacuum of 100 to 300 Torr before performing decarburization or high-vacuum treatment (decarburization or dehydrogenation) or component adjustment by alloy addition.
  • A1 containing alloy is charged into a vacuum chamber and oxygen is supplied from a top blowing lance.
  • Ru because hardly Okoshira oxidation reaction of carbon with the atmosphere
  • a 1 oxygen utilization efficiency for the oxidation rather high also discharging of the tank outside the A 1 2 0 3 particles is easy.
  • the acid is fed by a hard blow having a cavity depth of 50 to 400 mm.
  • the atmosphere in the vacuum tank is evacuated to a low vacuum of 120 to 400 Torr prior to component adjustment by alloy addition, and a desulfurizing agent mainly composed of quicklime is injected from the top blowing lance.
  • a desulfurizing agent mainly composed of quicklime is injected from the top blowing lance.
  • the desulfurization reaction of the molten steel in the tank is promoted by reducing the concentration of ( ⁇ ⁇ Fe + MnO) in the converter slag outside the vacuum tank, and the desulfurizing agent entrained in the molten steel is moved out of the tank.
  • the basicity of the slag outside the tank can be increased to prevent rephosphorization, whereby the desulfurization treatment can be performed extremely efficiently.
  • the present invention sets the atmosphere in the vacuum chamber to a low degree of vacuum of 100 to 400 Torr during the component adjustment by adding the alloy, thereby reducing the hydrocarbon represented by LPG.
  • Elementary combustion gas and oxygen gas are blown out from the top blow lance to form a burner to heat the molten steel, compensate the temperature of the molten steel, and heat the vacuum chamber to suppress metal adhesion.
  • the present invention also includes performing a precision operation by combining the above steps as necessary.
  • FIG. 1 is a schematic sectional front view of a straight-body vacuum purifying apparatus used in the present invention.
  • FIG. 2 is a diagram showing the relationship between the degree of vacuum and the efficiency of decarbonation.
  • Figure 3 shows the relationship between cavity depth and decarbonation efficiency
  • Figure 4 shows the optimal decarburization conditions in relation to the degree of vacuum and the cavity depth.
  • FIG. 5 is a diagram showing the relationship between the degree of vacuum and the heat transfer efficiency of aluminum heating.
  • FIG. 6 is a diagram showing the relationship between the degree of vacuum and the (T ⁇ Fe + MnO) concentration.
  • FIG. 7 is a diagram showing the relationship between the degree of vacuum and the processing time of each step.
  • FIG. 8 is a schematic sectional front view of a conventional RH type vacuum purifier. BEST MODE FOR CARRYING OUT THE INVENTION
  • the present invention is to purify molten steel decarburized by a converter or the like. Since there is no bottom, it is possible to send acid by a top-blowing lance at a low vacuum (high vacuum).
  • the refining device will be described with reference to FIG.
  • the lower part of the cylindrical body 7 of the vacuum chamber 1 is immersed in the molten steel 2 stored in the ladle 3 to form an immersion part 9.
  • a canopy 8 is provided at the upper part of the cylindrical body part 7, and the lower end thereof is open and has a cylindrical shape without a tank bottom.
  • the canopy 8 is provided with an upper-blowing lance gripping device 10 by which the upper-blowing lance 4 is gripped so as to be able to move up and down so as to maintain an appropriate distance between the lance and the molten steel surface.
  • a porous brick 11 is provided at a position shifted from the center of the bottom by a distance K. From this porous brick 11, for example, Ar gas 5-1 is introduced into the space 12 of the cylindrical body 7. Towards, it is blown. Since the Ar injection position is shifted from the center of the ladle bottom, Ar gas is deflected and injected, and a bubble activated surface (part of the injected gas floats as bubbles) on a part of the molten steel surface. The active surface formed by the rupture is formed. In addition, the molten steel in the body part is pushed up by the deflecting blowing of the Ar gas, and the molten steel in the other part where the Ar gas is not blown down. As a result, the molten steel circulates in the ladle 3 and the cylindrical body 7 of the vacuum chamber.
  • An oxygen jet stream 5 is injected from a water-cooled lance 4 inserted into the refluxing molten steel 2 from a canopy 8 of a vacuum tank, and a cavity 6 is formed on the molten steel surface.
  • slag 13 is formed on the surface of molten steel between the inner wall of ladle 3 and the outer wall of immersion section 9.
  • a vacuum device (not shown) is connected to the vacuum chamber 1 and the atmosphere in the space 12 in the body 7 is adjusted to a desired degree of vacuum.
  • a vacuum purifier having a submerged part without a tank bottom at the lower part of the above-mentioned straight-body type vacuum tank, it is decarbonized by a converter or the like to a carbon concentration of 0.1% or less.
  • a converter or the like When refining molten steel, it is possible to supply acid even at a low vacuum because there is no tank bottom.
  • oxygen is blown up using such a device, it is necessary to blow it up at a low vacuum to promote the decarburization reaction.
  • the top-blown oxygen temporarily forms iron oxide on the surface.
  • the stirring energy is reduced, and the stirring and mixing of the molten steel is reduced, and the supply rate of carbon from the molten steel bulk to the reaction site is reduced, and as a result, decarbonization is performed.
  • Efficiency decreases.
  • 1) is determined by the relationship between the collision surface of the top-blown oxygen and the bubble activation surface. In other words, while iron oxide is generated at the collision surface of top-blown oxygen, when the bubble active surface is large, the generated iron oxide layer is formed by the gas blown from a low position as individual bubbles. When it rises and ruptures on the surface, it is dispersed into fine particles according to the size of the individual bubbles.
  • the overlapping area between the top-blown oxygen collision surface and the bubble-active surface is 50% or more of the top-blown oxygen collision surface.
  • 2) largely depends on the elimination of converter slag mixed in the vacuum tank before treatment.
  • converter slag when converter slag is present on the molten steel surface in the vacuum chamber, iron oxide generated by top-blown oxygen mixes with converter slag, and the concentration of FeO is significantly reduced instead of pure FeO. In this case, the reactivity between FeO and C Because of the large reduction, the decarburization efficiency is significantly reduced.
  • a decarboxylation efficiency of 80% or more can be obtained in a region where the degree of vacuum is 105 to 195 Torr.
  • the distance N from the lower end of the immersion section to the surface of the molten steel in the vacuum chamber is 1.2 to 2 m. This is a condition for the oxides generated on the surface of the molten steel in the vacuum tank to efficiently flow out of the tank. If the oxide is shorter than 1.2 m, the oxides will flow out of the tank in a short time, so The residence time (reaction time) is short, and the ratio of unreacted effluent increases. If it is longer than 2 m, the downflow velocity decreases near the lower end of the immersion part, making it difficult to flow.
  • the decarbonation efficiency can be increased to 80% or more.
  • the most problematic condition of the hard-blow acid supply rate in a low vacuum atmosphere was the occurrence of splash.
  • the generation of splash was thought to be scattered by the kinetic energy of the top-blown gas.Therefore, ultra-soft blow suppresses the kinetic energy and does not create a cavity, or ultra-hard blow extremely reduces the formation of cavities. It was thought that the only way to do this was to change the scattering direction from outward to inward (for example, over 1000 marauders).
  • the acid feed rate in the present invention is at least one order of magnitude lower than that of converter refining, and it is difficult to achieve super hard blowing. It was thought that there was no other way but to avoid the splash.
  • the present inventors have investigated the generation behavior of the splash under a small acid feeding rate in detail, and have found that the splash can be suppressed even if the cavity has a depth of 150 to 400 mm.
  • the amount of splash generated is governed not by the kinetic energy but by other factors under the condition that the generation of splash due to the kinetic energy is small because the acid sending rate is originally low. This is because iron oxide particles generated at the point where the top-blown oxygen collides with the steel bath (fire point) are caught under the surface of the steel bath and react with the steel bath [C] to generate CO gas in the steel bath.
  • the main factor is splash splashing.
  • the critical condition is that the cavity has a depth of 150 mm or more.
  • This critical condition is a condition that the cavities have a depth of 400 or less.
  • the upper limit of the cavity depth at which the generation of acid is small and splashing is stable is 400 mm as shown in Fig. 4.
  • the cavity depth is limited to a range of 150 to 400 mm in an atmosphere having a degree of vacuum of 105 to 195 Torr.
  • the symbol “ ⁇ ” represents an example when the degree of vacuum was set to 130 Torr, and the symbol “ ⁇ ” represents an example when the degree of vacuum was set to 17 OTorr.
  • L L n ⁇ exp (- 0.78G / L n) (1)
  • L n is defined by the following equation.
  • F is the gas supply speed (Nm 3 / Hr)
  • n is the number of nozzles
  • d N is the nozzle slot diameter ( mm )
  • G is the distance (mm) from the tip of the lens to the surface of molten steel in the vacuum chamber.
  • the firing temperature is not sufficiently high, so that even if the degree of vacuum is appropriate and almost pure iron oxide is produced, the reduction reaction rate itself is slow and the Carbon dioxide efficiency is low.
  • the diameter is larger than 400 mm, the energy of the top blown gas is too large, and the metal scatter (splash) increases, which is not practical.
  • the immersion depth it is necessary to reduce the immersion depth by 0.2H to 0.6H with respect to the distance (immersion depth) H from the lower end of the immersion part to the surface of the molten steel outside the vacuum tank during the decarburization stage.
  • it is larger than 0.6H the moment when the immersion depth becomes zero locally occurs due to the fluctuation of the molten steel surface outside the vacuum chamber. In this case, external air is sucked into the vacuum chamber. The nitrogen concentration in the molten steel increases. If it is less than 0.2H, the slag cannot be completely discharged because the head is not small enough.
  • A1 heating in which A1 added to molten steel is heated and burned by oxygen gas blown upward, is essential for obtaining an appropriate degree of vacuum and high efficiency of hard blowing.
  • the present inventors have conducted detailed experiments and theoretical studies on such A1 heating, and as shown in FIG. 6, found that the heating effect of Al heating is 80% or more when the degree of vacuum is in the range of 100 to 300 Torr as shown in FIG. I found it.
  • the distance ⁇ from the lower end of the immersion part to the surface of the molten steel in the vacuum chamber is 1.2 to 2 m. This is a condition for the oxide generated on the inner surface of the vacuum tank to efficiently flow out of the tank. If the oxide is shorter than 1.2 m, the oxide flows out of the tank in a short time, so the residence time in the molten steel (reaction time) is short, percentage flowing before heat possessed by a 1 2 0 3 particles are transferred sufficiently to the molten steel is increased. If it is longer than 2 m, the flow rate of the descending flow decreases near the lower end of the immersion part, making it difficult to flow.
  • the downward kinetic energy of the upper blowing gas required for this purpose is that the depth of the cavity formed on the steel bath surface by the oxygen jet is 50 to 400 mm.
  • the cavity depth L (mm) is calculated by the aforementioned equations (1) and (2).
  • the cavity depth is larger than 400 mm, the energy of the top blowing gas is too large, and the splash becomes large, which is not practical.
  • the converter slag outside the vacuum chamber must be 1) sufficiently reduced in (T ⁇ Fe + MnO) concentration during deoxidation, and 2) during desulfurization. It is necessary to increase the basicity. These two conditions are satisfied by setting the degree of vacuum to 120 To rr.
  • the desulfurizing agent mainly composed of quick lime supplied to the surface of molten steel in the vacuum tank flows down the downflow and flows out of the lower end of the immersion section to the outside of the vacuum tank. Increases with the progress of the treatment, and the phosphorus recovery can be prevented.
  • the degree of vacuum is higher than 120 Torr, the desulfurizing agent hardly flows out of the vacuum chamber, so that the basicity of the slag outside the vacuum chamber does not increase, and the rephosphorization is inevitable.
  • the present inventors sprayed powder for refining at a sufficiently high renewal speed of molten steel at a blowing position using a straight-body vacuum refining device to easily obtain high reaction efficiency.
  • a method was used in which the existing large diameter lance was shared and low-speed spraying was performed under low vacuum. As a result, it was found that when the molten steel renewal rate on the spray surface was sufficiently high and the degree of vacuum was low, high powder capture efficiency was obtained even at a low spray rate, and the reaction efficiency was improved.
  • the use of the straight-body vacuum purifier can ensure the active effect of the molten steel surface by the reflux gas from the pan bottom and a high circulating flow rate even at a low degree of vacuum of 120 Torr or more, so that a high blowing rate can be achieved at a low blowing speed.
  • powder Capture rates were obtained. Specifically, when the blowing speed was set in a range of 10 m / sec to less than Mach 1 under a low vacuum of 120 Torr or more using a vacuum purifier, a high powder capture rate was obtained.
  • the powder for purification when the depth of the cavity formed by spraying on the molten steel surface is formed at a blowing speed of a minimum amount (10 m / sec) necessary for capturing the powder for purification, the powder for purification is blown.
  • the amount of the powder for purification that becomes ineffective by being sucked into the system has been greatly reduced, and it has become possible to blow the powder for purification at a high solid-gas ratio using a normal acid lance.
  • the blowing speed of the powder for refining is the lowest speed at which the powder for refining reaches just below the surface of molten steel because the depth of insertion of the powder for refining during the blowing of the powder for refining is almost constant regardless of the carrier gas flow rate. Although it is enough, it depends on the blowing condition, but experimentally, it is required to be 10msec or more. Further, even if the blowing speed is set to Mach 1 or more, the molten steel is scattered by the splash and the temperature drop becomes large, which is not preferable.
  • the molten steel head in the vacuum chamber can be sufficiently secured even under a low vacuum of 120 Torr or more, and a large amount of gas is blown from the bottom of the pan to melt the molten steel in the vacuum chamber.
  • the renewal speed near the surface is sufficiently faster than that of a conventional pot degasser. For example, when the degree of vacuum is 150 Torr, the difference between the molten steel head inside and outside the vacuum chamber is 1.1 m, and when the reflux gas flow rate from the bottom of the pan is the same, the steel bath surface is renewed and the molten steel reflux speed is high. It is almost the same as in vacuum.
  • the powder for purifying the desulfurizing agent blown into the molten steel is easily sent deep into the pot by this circulating flow, and high reaction efficiency is possible.
  • the refining equipment having a straight-body type immersion part does not have a tank bottom, even at a low vacuum degree, damage to the refractory at the tank bottom caused by the bottom tapping phenomenon caused by the blowing seen in the RH type refining equipment No worries.
  • Calculation of the carrier gas arrival speed of the carrier gas is performed by the following method. Assuming that the degree of vacuum is P (Torr) and the back pressure of the carrier gas is P ′ (kgf Zcm 2 ), the Mach number M ′ at the time of nozzle discharge is defined by the following equation. In this equation, M 'exists as an implicit function and is calculated as a numerical solution.
  • the distance N from the lower end of the immersion part to the surface of the molten steel in the vacuum chamber is 1.2
  • the desulfurization efficiency (s) is obtained by the following equation.
  • oxygen gas and LN are added after decarburizing treatment or high-vacuum treatment (including desulfurization treatment).
  • a description will be given of burner heating, in which a hydrocarbon-based auxiliary gas represented by G is injected into the surface of molten steel using a top-blowing lance to heat the molten steel and the vacuum chamber.
  • the atmosphere in the vacuum chamber is maintained at a low vacuum of 100 to 400 Torr, and the distance from the tip of the balance to the surface of the molten steel in the vacuum chamber is in the range of 3.5 to 9.5 m.
  • the above combustion gas is sprayed onto the surface of molten steel with adjustment.
  • the molten steel can be sufficiently stirred and mixed, so that the lance height can be reduced as described above and heating can be performed, so that a high heat arrival can be obtained.
  • the degree of vacuum is higher than that of the present invention, only radiative transfer occurs, whereas in the present invention, convective heat transfer occurs in addition to radiation, so that the heat-receiving efficiency is further improved.
  • the degree of vacuum is lower than 400 Torr, the agitation energy is reduced because the blown gas expands while floating. As a result, the stirring and mixing of the molten steel is reduced, and the heat transfer efficiency is reduced.
  • the feature of the present invention is that in a straight-body vacuum purifying apparatus, oxygen gas is applied in a low-vacuum atmosphere of 100 to 400 Torr, from the surface of the molten steel by top blowing, and each treatment is performed.
  • the purpose of blowing the gas upward in this vacuum chamber is to decarbonize and react with the carbon in the molten steel by the upward blowing of oxygen gas.
  • A1 is heated by burning the added A1 with the oxygen gas blown upward, and the temperature is increased.
  • Desulfurization is performed by adding fluxes such as quicklime together with carrier gas, and hydrocarbon-based combustion gas represented by oxygen gas and LNG.
  • burner heating which blows water upward and heats the immersion tank to suppress metal adhesion.
  • FIG. Fig. 7 shows each processing step in terms of processing time and degree of vacuum. In actual operation, each processing step is appropriately combined as necessary.
  • the decarburization operation was performed using top-blown acid using the straight-body vacuum purifier shown in Fig. 1.
  • the capacity of the ladle is 350 tons
  • the inner diameter D of the ladle is 4400 mm
  • the diameter d of the immersion part of the vacuum tank is 2250 mm
  • the eccentric distance K of the porous plug from the center of the ladle is 610 mm
  • the upper blowing lance was 31 bandits.
  • the operating conditions are as follows: Distance between the lance and the surface of molten steel G: Start the treatment at an acid feed rate of 3300 Nm 3 Zh at 3.5 m 2 minutes after the start of the oxygen treatment, oxygen concentration is increased from 450 ppm to 150 ppm by spraying oxygen for 2 minutes.
  • the cavity depth L formed during acid blowing was 205 mm.
  • the Ar flow rate at the bottom was kept constant at 1000N1Z, the degree of vacuum at the start of oxygen blowing was 165 Torr, and at the end was 140 Torr. At this time, the distance N from the lower end of the immersion section to the surface of the molten steel in the vacuum chamber was 1750 mm, and the immersion depth H of the vacuum chamber was 450 mm.
  • the vacuum tank was raised to make the immersion depth H 230 mm, and then stirred for 2 minutes to further decarburize under high vacuum.
  • the treatment time until the carbon concentration became 20 ppm could be reduced by 3 minutes as compared with the case where the immersion depth H was 450 mm.
  • the operation was performed under the operating conditions shown in Table 1 (common conditions: acid supply speed 3000 Nm 3 Zh, blowing acid time 2 minutes). The results are shown in the same table. Table 1
  • the operating conditions were as follows : distance between lance and molten steel surface G : 3.5 m Vacuum bath immersion depth H at 450 mm at an acid feed rate of 3300 Nm 3 / h 1 minute after the start of treatment, oxygen spraying was performed for 6 minutes Was.
  • the cavity depth L formed at this time was 205 mm.
  • A1 was charged evenly in 5 divided portions every 1 minute during 6 minutes of blowing acid, and the total input amount was 460 kg.
  • a temperature rise of 40 ° C was obtained as the temperature rise of the molten steel.
  • degassing was performed in an atmosphere with a vacuum of 1.5 Torr.
  • the flow rate of the bottom blown Ar was constant at 1000N1Z, the degree of vacuum at the start of oxygen blowing was 280 Torr, and at the end was 150 Torr.
  • A1 thermal heating efficiency ⁇ was 98.9%, and there was no metal adhesion.
  • the vacuum tank was raised to adjust the immersion depth H to 230 mm, followed by stirring for 2 minutes to further decarburize under high vacuum.
  • the treatment time until the carbon concentration became 20 ppm could be shortened by 4 minutes compared to the case where the immersion depth H in the vacuum chamber was 450 mm.
  • the molten steel heating operation was performed using the straight-body vacuum purifier shown in Fig. 1.
  • the specifications of the refining device at this time were the same as in Example 1.
  • the operating conditions were as follows: Under a vacuum of 120 Torr, the distance between the lance and the molten steel surface G: 4 m, LPG flow rate: 120 Nm 3 Zh, oxygen flow rate: 120 Nm 3 h, and heating operation was performed for 10 minutes after 6 minutes from the start of treatment.
  • the bottom blown Ar flow rate was fixed at 1000N1 min. This made it possible to increase the temperature by 20 ° C compared to when the molten steel was not heated.
  • the molten steel in the vacuum layer of the above equipment is subjected to A1 heat treatment, followed by blowing acid decarburization treatment, and then vacuum Melting was performed at a high vacuum, and finally the burner was heated.
  • the specifications of the refining equipment used were all the same as in Example 1 except that the outlet diameter of the top blowing lance was 110 mm.
  • A1 heating was performed at a vacuum degree of 250 Torr, a distance G between the lance and the molten steel surface of 3500 mm, and an acid feed rate of 3300 Nm 3 / Hr for 4 minutes from 1 minute after evacuation was started.
  • the depth L of the cavity at this time is 205 ⁇
  • the distance N from the lower end of the immersion part to the surface of the molten steel in the vacuum tank is 1400
  • the distance from the lower end of the immersion part to the surface of the molten steel outside the vacuum tank (immersion depth) H is 450 mm. there were.
  • blowing acid decarburization was performed for 3 minutes at a vacuum degree of ⁇ .
  • the distance G between the lance and the molten steel surface was 3500 mm, and at an acid feed rate of 3300 Nm 3 ZHr, the cavity depth L at this time was 205 mm, the distance N was 1500 mm, and the distance H was 450 mni.
  • the bottom blown Ar is 700N1Z, and the carbon concentration is 43 ⁇ ! Reduced to ⁇ 140 ppm.
  • the decarboxylation efficiency was 85%. After that, the vacuum was raised to 1 Torr and ultra-low carbon steel was melted.
  • the molten steel in the vacuum tank of the above device was heated to a high temperature and decarburized by a single heat treatment. Each treatment was performed: deoxidation, desulfurization, and burner heating.
  • A1 heating was performed for 4 minutes from 1 minute after the evacuation was started at a vacuum degree of 250 Torr, a distance G between the lance and the molten steel surface of 3.5 m, and an acid feed rate of 3300 Nm 3 / Hr.
  • the cavity depth L was 205 mm
  • the distance from the lower end of the immersion section to the surface of the molten steel in the vacuum tank was 1400 mm
  • the distance from the lower end of the immersion section to the surface of the molten steel outside the vacuum tank (immersion depth) was 450 mm.
  • the bottom blown Ar was 500N1 / min, and A1 was injected every other minute during the 4-minute heating of the blowing acid, and the total input was 450kg. As a result, a temperature rise of 40 ° C was achieved with 98.2% heat transfer efficiency.
  • the decarburization was performed for 3 minutes at a vacuum of 170 Torr.
  • the distance G between the lance and the molten steel surface is 3500 mm
  • the cavity depth L at this time is 205 mm
  • the distance N from the lower end of the immersion section to the molten steel surface in the vacuum tank is 1500 mm.
  • Lower end of immersion part to molten steel surface outside vacuum chamber Distance (immersion depth) H 50mni.
  • the carbon content was reduced to 430 ppm to 140 ppm with the bottom blown by Ai i 700N1Z.
  • the decarboxylation efficiency was 85%.
  • Example 5 Using a straight-body vacuum refining device having the same specifications as in Example 5, as a treatment for low hydrogen and ultra low sulfur steel, the molten steel blown to a carbon content of 0.35% in a converter in the vacuum tank of the above device was used. , A1 heating, high vacuum degassing, deoxidation / desulfurization, and burner heating.
  • A1 heating was performed at a vacuum degree of 250 Torr, a distance G between the lance and the molten steel surface of 3500 mm, and an acid feed rate of 3300 Nm 3 ZHr for 4 minutes from 1 minute after evacuation was started.
  • the cavity depth L was 205 mm
  • the distance N from the lower end of the immersion section to the surface of the molten steel inside the vacuum tank was 1400
  • the distance from the lower end of the immersion section to the surface of the molten steel outside the vacuum tank (immersion depth) was 450 mm.
  • the bottom blown Ar was 500N1Z, and A1 was injected every other minute during the 4 minutes of acid heating.
  • the total input was 450 kg.
  • a temperature rise of 40 ° C was achieved with a heat transfer efficiency of 98.2%.
  • the degree of vacuum was increased to 1 Torr and dehydrogenation treatment was performed.
  • A1 heating was performed at a vacuum degree of 250 Torr, a distance G between the lance and molten steel surface of 3.5 m, and an acid feed rate of 3300 Nm 3 ZHr for 4 minutes from 1 minute after evacuation was started.
  • the cavity depth L was 205 mm
  • the distance from the lower end of the immersion section to the surface of the molten steel in the vacuum tank was 1400 N
  • the distance from the lower end of the immersion section to the surface of the molten steel outside the vacuum tank (immersion depth) was 450 mm.
  • Bottom blow A was set to 500N1Z, and A1 was charged every other minute during the heating of the blowing acid for 4 minutes, and the total input was 450 kg.
  • a temperature rise of 40 ° C was achieved with 98.2% heat transfer efficiency.
  • the degassing was performed for 4 minutes at a vacuum of 170 Torr.
  • the cavity depth L at this time was 205 mm
  • the distance N was 1.5 m
  • the distance H (immersion depth) was 450 mm.
  • Bottom blow Ar is 700N1 / min and carbon concentration is 725 ⁇ ! To 415 ppm, and the decarbonization efficiency was 91%.
  • the degree of vacuum was maintained at 200 Torr, and the components were adjusted by adding the alloy while heating the burner.
  • LPG flow rate 120N mVHr.
  • the temperature drop was only 2 ° C.
  • A1 heating was performed at a vacuum degree of 250 Torr, a distance G between the lance and the molten steel surface of 3500 mm, and an acid feed rate of 3300 Nm 3 ZHr for 4 minutes from 1 minute after evacuation was started.
  • the cavity depth L was 205 mm
  • the distance from the lower end of the immersion section to the surface of the molten steel in the vacuum tank was 1400 mm
  • the distance from the lower end of the immersion section to the surface of the molten steel outside the vacuum tank (immersion depth) was 450 mm.
  • the bottom-blown Ar was 500N1 min, and A1 was charged every other minute during the 4-minute heating of the acid, and the total input was 450 kg.
  • the degree of vacuum was set to 200 ° C., and the components were adjusted by adding the alloy while heating the burner. Heating was performed for 5 minutes at a distance N of 4500 with an LPG flow rate of 120 Nm 3 / Hr and an oxygen flow rate of 120 Nm 3 ZHr. As a result, the temperature drop during component adjustment was only 2 ° C.
  • oxygen can be supplied with high decarburization efficiency and no metal adhesion in a high carbon concentration region in the initial stage of treatment, so that decarbonization can be efficiently performed up to the extremely low carbon region.
  • A1 heating with high thermal efficiency became possible, and by supplying a desulfurizing and refining agent together with a carrier gas from a lance, efficient desulfurizing and refining became possible, making it extremely industrial as a method for refining molten steel. Great effect.

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Description

明 細 書 溶鋼の真空精鍊方法 技術分野
本発明は溶鋼の真空精鍊方法に関し、 特に槽底のない直胴型真空 槽を用いて溶鋼を精鍊する方法に関する。 背景技術
真空精鍊炉でガスを上吹きする目的は、 酸素ガスの上吹きにより 溶鋼中の炭素と反応させる脱炭、 溶鋼に添加された A 1を上吹きされ た酸素ガスにより燃焼させ昇温する A 1昇熱、 キャ リ アーガスととも に生石灰等のフラ ッ クスを添加する脱硫、 酸素ガスと LNG に代表さ れる炭化水素系助燃ガスを上吹き し浸漬槽を加熱し地金付着を抑制 するバーナー加熱の 4つがある。
従来より直胴型真空槽および浸漬管を用いた真空精鍊炉と しては DHが知られている。 しかし、 DHの場合には溶鋼を環流させるため真 空槽が上下し、 真空槽が上限位置に来たときには槽内に溶鋼がほと んど存在しなく なる。 従って、 ガスを上吹き した場合には、 真空槽 が上限位置に来たときには槽底に直接ガスがあたり、 著しく耐火物 を損傷させるため、 上吹きランスからガスを供給することは、 全く 実施されていなかつた。
また、 真空精鍊ではないが直胴型浸漬管で上吹きを実施している 2次精鍊炉と しては、 「鉄と鋼」 、 第 7 1巻、 1985年、 S 1 086 に記載 されている、 CAS0B 法に代表されるように、 溶鋼の A 1昇熱を目的と したものが広く用いられている。 しかし、 この方法では減圧処理が できないため、 A 1昇熱とともに極低炭素鋼溶製処理や脱水素処理を する場合には、 他の精鍊炉が必要となり設備投資額が高く なる。 ま た、 大気圧下のため溶鋼の攪拌が充分ではなく、 着熱効率が低い、 あるいは、 着熱効率を高くするには処理時間を長くする必要がある という問題がある。
極低炭素鋼の製造を目的と して炭素濃度が 0. 1 %以下の領域での 上吹き酸素による脱炭反応は、 炭素濃度が低いため、 上吹きされた 酸素は、 一旦、 溶鋼表面で酸化鉄を生成し、 その酸化鉄が鋼浴中の 炭素と反応し還元される機構で進行する。 還元反応を促進するには 、 火点の温度を高く し熱力学的にも反応速度的にも有利な状態を形 成する必要があり、 そのためには、 上吹き酸素は強い噴流強度で溶 鋼表面に衝突させる、 いわゆるハ ー ドブローさせる必要がある。 従来より、 槽底を有する RHタイプの真空精鍊装置を用い、 真空槽 上部から挿入した水冷式上吹きランスから酸素ジエ ツ 卜の吹き込み による送酸によって溶鋼を精鍊する方法については、 例えば、 特開 平 2 — 54714号公報等に示されるように、 広く知られている。
第 8図は従来の RHタィプの真空脱ガス装置による精鍊方法を説明 する図である。 同図に示すように、 RHタイプの真空脱ガス装置は、 真空槽 21の槽底 22に設けられた上昇管 23の下端からガスを吹き込ん で溶鋼 24を取鍋 25から真空槽 21へ吸い上げ、 真空槽 21で上吹きラ ン ス 26から酸素ジュ ッ ト 27の吹き込みを行って溶鋼 24の脱炭処理、 A 1 昇熱を行い、 処理された溶鋼 24を下降管 28から再び取鍋 25に戻すも のである。 溶鋼 24は、 取鍋 25と真空槽 21との間を循環する間に連続 的に処理される。
ところが、 前記 RHタイプの真空精鍊装置における上吹きランス 26 による送酸方法は、 前記装置が真空槽 21に槽底 22を有する構造であ るがために、 各種の制約を受けることとなり、 以下の問題が生じる まず、 RHタイプの真空精鍊装置では、 取鍋 25内の溶鋼 24を真空に より吸い上げて真空槽 21の槽底 22まで到達させるために必要な真空 度は、 通常、 200To r r以下であり、 この後、 溶鋼 24を環流させるた めに、 さ らに真空度が上げられ 150Tor r 以下の高真空度が必要とな る。 さ らに、 減圧下で上吹きラ ンス 26から送酸する場合には、 高真 空度に保存しないと、 溶鋼深さ Tが浅いため、 酸素ジヱッ ト 27によ る槽底 22に底たたき現象がおこり、 これにより槽底耐火物の損傷が 発生する。 したがって、 ハー ドブローを行う場合には、 キヤビティ 一 29の凹み深さ Lを確保するのに、 例えば、 l OTo r r程度のきわめて 高い真空度にして溶鋼へッ ドを高く して真空槽 21内での槽底 22上の 溶鋼深さ Tを確保しなければならないという制約がある。
また、 低真空度下で送酸を実施しょう とする場合には、 溶鋼の吸 い上げ量が少なく、 真空槽 21内の溶鋼深さ Tが小さいため、 前述と 同様に酸素ジエツ ト 27による槽底 22の底たたき現象によって槽底耐 火物の損傷が発生するという理由から、 酸素ジ ッ ト 27による凹み 深さ Lが制約を受け、 ハー ドブローは不可能であり、 ソフ トブロー を強いられる.。
従って、 RHタイプの真空精鍊装置では、 前述の制約により減圧下 で送酸する際、 排気初期での低真空度下ではハー ドブローができな いために、 酸化鉄の還元が遅れ脱炭反応速度が低下するのに加え、 酸素ガス噴流の流速が遅いため、 ラ ンスを吐出した後、 噴流外周部 の酸素が雰囲気中にある COガスと反応し C02 を生成する、 いわゆる 2次燃焼を活発に引き起こすため (例えば、 2次燃焼率 20 %以上で 燃焼する) 、 空間の温度が必要以上に上昇し真空槽耐火物を損傷さ せるという問題を生じる。
一方、 直胴型で槽底を有さない真空槽の下部を取鍋溶鋼内に浸漬 して構成した真空精鍊装置 (以下直胴型真空精鍊装置という) を用 いて溶鋼を精鍊する場合には、 槽底が無いため低真空度でも送酸が 可能となる。 このような装置を用いて酸素を上吹きする場合には、 低真空度で上吹きすることが脱炭反応を促進するには必要である。 それは後述するように、 必要以上に真空度が高い場合には、 酸化鉄 が真空槽外へ流出しにく く脱炭効率が低下するためであり、 逆に、 真空度が低すぎる場合には溶鋼の環流 · 混合が悪化するため脱炭速 度が低下する。
ステレンレス鋼を上記の直胴型真空精鍊装置で上吹き精錁する例 が、 特開平 1 — 1564 16号、 特開昭 6 1 - 37912号、 特開平 5 — 105936号 及び特開平 6 — 228629号の各公報に開示されている。 しかし、 いず れも脱炭を開始する炭素濃度は 0. 2 %以上の高炭素濃度域であり、 しかも送酸条件について具体的な記載はない。
このような高い炭素濃度域での脱炭反応は、 炭素濃度が高いため 上吹き酸素は表面で直接、 炭素と反応する、 いわゆる酸素ガスの供 給速度律速である。 かゝ る状況では、 酸化鉄は生成しないため、 転 炉スラグが存在していても問題は生じない。 また、 炭素が十分に高 いため攪拌混合特性も脱炭効率に影響はない。 したがって、 この場 合の真空度は高真空であるほど脱炭には有利である。 上記の各公知 文献のうち、 特開平 5 — 105936号公報には真空度が 200To o rでの実 施例が示されており、 特開平 1 一 15641 6号、 特開昭 6 1— 0379 12号、 特開平 6 — 228629号の各公報には、 真空度が 1 00To r r、 あるいは 50 To r rでの実施例が示されている。
炭素濃度が高い場合には、 脱炭反応機構上、 高真空であるほど有 利であるが、 高真空にするには、 発生する COガスが多いために排気 装置に多大の設備投資が必要になることと、 スプラ ッ シュが激しく なるため、 設備の高さを高くする必要が生じ投資額の増大を招く た め、 1 00To r r、 あるいは 50To r rでの実施例が示されている。 上記公 知文献では、 上吹き吹酸を 0.01〜0.02%まで続けることが記載され ているが、 炭素濃度が 0.1%より も低い炭素濃度に限定した冶金効 果は示されていない。
しかし、 後述のように、 真空度が 105Torrより も高真空の場合に は、 表面で浴内に巻き込まれたスラグ粒子が槽外へ流出しにく いた め脱炭酸素効率が低く、 195Torrより も低真空度の場合には攪拌ェ ネルギ一が低下するため溶鋼の攪拌混合が低下し脱炭効率が低下し たものと考えられる。
普通鋼では、 特開平 7 — 179930号公報に、 真空度が 200Torrで炭 素を 0.03%から 0.001 %までの間に上吹き酸素を供給した例が示さ れている。 しかし、 この場合には 2次燃焼率 78%以上であることか らもわかるように、 脱炭酸素効率は極めて低い。 これは、 実施例に 記載された値より、 後記する計算式で求めたキヤ ビティー深さが 52 nunに過ぎず、 いわゆるソフ トブローのためである。 また、 真空度が 低過ぎるため溶鋼の攪拌混合が低下し脱炭効率がさ らに低下したも のと考えられる。 特開平 6 — 116627号公報には、 炭素濃度が 0.03〜 1.0 %の溶鋼に上吹き し、 真空度 Pを P (Torr) - a + 980 x {% C〕 ( a = 170〜370)で制御する方法が開示されている。 この方法 の目的は脱窒素であり脱炭効率に関する記載はないが、 最も炭素濃 度が低い 0.03%での真空度は 199〜399Torr になる。 このような低 真空度の場合には攪拌エネルギーが低下するため溶鋼の攪拌混合が 低下し脱炭効率が低下したものと考えられる。 さ らに、 脱炭効率を 高める上で重要な要因である、 送酸がハ ー ドブローであるかソフ ト ブローであるかについての記載は一切されて無い。
特開平 6 — 116626号公報には、 真空度が 760〜100Torr で、 真空 度に応じて上吹きガスの酸素と Arの混合比を変化させて精鍊する技 術が開示されている。 脱炭開始の炭素濃度は 1.0〜0.1 %という記 載があり、 主に高い炭素濃度での操業である。 この場合でも、 脱炭 効率を高める上で重要な要因である、 送酸がハー ドブローであるか ソフ トブローであるかについての記載は一切されて無く、 純酸素ガ スでの効率的な脱炭条件につては何等言及されていない。
このように、 直胴型真空精鍊装置を用いた従来技術では、 脱炭反 応機構が全く異なる炭素濃度の高い領域での例や、 真空度が低過ぎ る場合の例であり、 また、 送酸条件についても、 実施例でソフ トブ 口一操業が認識される程度で送酸条件の技術的解明が何らなされて いなかった。
また、 直胴型真空精鍊装置において、 脱炭吹鍊に先立ち、 前記装 置の真空槽内の溶鋼の温度の昇温を目的と して、 前記溶鋼に A 1含有 合金等を添加し、 上吹き酸素を供給して前記 A 1含有合金を燃焼して 溶鋼を加熱昇温することは有効である。 この A 1昇熱は溶鋼へ A1含有 合金等を連続的、 叉は、 一括して添加しつつ、 上吹き酸素を供給し 、 A 1の酸化発熱を利用して溶鋼を加熱する技術である。 この場合に は溶鋼中の炭素を酸化させることは、 A 1の酸化に使われる酸素の割 合が低下するため望ま しくなく、 上吹きされた酸素を高い効率で A 1 と反応させ、 発生した熱を高効率で溶鋼に着熱させる必要がある。 熱力学的には、 炭素の酸化と A 1の酸化は CO分圧が高い場合、 つまり 低真空度では A1の酸化が優先するが、 CO分圧が低い場合、 つまり高 真空度では炭素の酸化が優先する。 従って、 炭素の酸化を抑制する には低真空である必要があるが、 反応が起こる自由表面域では反応 により温度が上昇していることや、 CO分圧と真空度が同一ではない ことから、 実操業での適正真空度については知られていなかった。 さ らに、 反応により生成した A 1 203 は、 効率的に真空槽外へ排出 する必要がある。 これは、 A 1 203 が真空槽表面近傍に多量に懸濁し ている場合には、 酸化物である A1 203 が熱伝導が悪いため伝熱抵抗 となり、 表面近傍領域の熱伝達係数が低下するため着熱効率が悪化 するためである。 スラグを浸漬槽から排出するためには低真空度と する必要がある。 これは、 高真空度にした場合、 浸漬部下端と真空 槽内溶鋼表面との間隔が大き く なり、 表面で浴内に巻き込まれたス ラグ粒子は、 下降流に乗って移動はするものの浸漬部下端まで到達 するものは少なく、 真空槽内で循環運動するに留まる。 このような スラグ流は、 上昇流に乗って気泡活性面に浮上するため、 表面近傍 領域に懸濁する A 1 2 0 3 の量が蓄積され着熱効率を低下させる要因と なる。
直胴型真空精鍊装置において、 A 1 2 0 3 の排出に有効な手段は知ら れていなかった。
また、 発熱した熱を溶鋼全体に効率的に伝熱するには、 溶鋼の循 環流量が充分に大きいことが必要である。 必要な循環流量は、 吹鍊 脱炭の場合のような元素の移動が問題となる場合よりは小さ くても 良い。 これは、 伝熱の場合には循環流による対流伝熱以外にも、 温 度差に基づく伝導伝熱の寄与も大きいためである。 しかし、 真空度 が低すぎる場合には吹き込まれたガスの浮上中の膨脹が大きく なる ため攪拌エネルギーが低下し、 溶鋼の攪拌混合が低下して着熱効率 が低下する。 従って最適な真空度を必要とする。
減圧下における鋼の精鍊方法において、 高真空処理 (脱炭又は脱 水素) 後に脱硫を行う ことは特開昭 58— 9914号公報に記載されてい る。 この公報には減圧下で精鍊用粉体を溶鋼に十分に侵入し得る速 度で溶鋼表面に吹きつける方法が開示されている。 前記方法では、 溶鋼への吹き付けガスの流速がマッハ 1以上に限定されており、 マ ッハ 1以上の流速と したときに粉体が溶鋼中に十分に侵入するとい う ものである。
ところが、 上記公報で開示されている方法は、 溶鋼面への吹き付 けガスの流速がマッハ 1以上と極めて速く、 スプラ ッ シュ等により 溶鋼が飛散し、 ラ ンスや耐火物の損傷を招くばかり力、、 槽内へ地金 が付着し、 付着した地金の除去作業の負担も大きい。 また、 吹き込 みガス流速をマッハ 1以上の高速に確保するため、 吹き込みラ ンス の孔径を小さ くする必要があり、 そのため真空槽内へ挿入した上吹 きラ ンスにより精鍊剤の吹き込みを実施する場合には、 通常の送酸 孔の他に精鍊剤専用の吹き込み孔を新たに設置する必要があるなど 設備上にも問題がある。 一方、 送酸ラ ンスでの吹き込みを実施する 場合には、 噴出速度を確保するためには多量のキャ リ アガスが必要 となり、 その結果、 温度降下を招く と同時にユーティ リティーコス トも増大するという問題が生じる。
また、 特開平 5 — 287357号公報あるいは特開平 5 - 1 7 1 253号公報 には、 槽底を有する RHタイプの真空精鍊装置を用い、 真空槽へ揷入 した水冷式上吹きランスから精鍊用粉体を吹き込んで溶鋼を精鍊す る方法が開示されている。
これらの公報に開示されている方法には、 粉体捕捉効率を上げる にはハ ー ドブローを行うのがよいが、 RH真空精鍊装置でハ ー ドブロ 一を行うには、 酸素ジエ ツ トによる槽底の底たたき現象を防ぐため 、 上吹きランスによる吹き込み時、 溶鋼面に形成されるキヤビティ —深さに応じた溶鋼へッ ドを確保する必要から、 粉体吹き込み時に は、 Ι Ο Ο Τ Ο Γ Γ以下の高真空度を保持しなくてはならないことを示し ている。 ところが、 高真空度にすると飛散する粉体が多く なるので 、 排気系への粉体飛散が多く なる結果と して、 溶鋼への粉体捕捉率 が低下し、 反応効率が低位となり、 粉体捕捉率を上げるために高い 吹き付け速度を必要とする問題が生じる。
また、 従来の真空精鍊装置での槽内又は鍋内での環流速度では、 溶鋼の更新速度が速く ないために高い吹き付け速度が必要であつた が、 粉体の吹き付け速度を上げるため、 キヤ'リアガスの噴流速度を 上昇させることは、 ガス流量の増大ゃスピッチングの増大を招く た め好ま しく なく、 また、 一方では、 従来から知られているように、 粉体の速度は、 キャ リ アガス速度の高々 2分の 1程度であり、 また 、 粉体の差し込み深さは、 キャ リ アガス流量に関わらず一定である という報告もあることから、 キヤ リァガス速度を無意味に上昇させ ることは得策でない。
直胴型真空精鍊装置での脱硫剤を吹き付けた例は特開平 6 - 2 1 22 41号公報に開示されているが、 効率を支配する重要な因子である、 真空度、 流速についての記載がない。
このように、 特に直胴型真空精鍊装置において脱硫剤を添加する 条件が開示されていなかった。
また、 減圧下における鋼の精鍊方法において、 吹酸脱炭処理後ま たは高真空処理後の溶鋼の成分を調整するとき、 または吹酸脱炭中 の地金付着の抑制の目的で真空槽の温度を上げるために、 上吹きラ ンスを利用して前記溶鋼をバーナー加熱することがある。
か、 る場合において、 上吹きされたガスの燃焼フ レームは真空槽 内が減圧下であるため前記燃焼フ レームの長さが長く なる特徴があ る。 しかし、 フ レームが溶鋼面に到達すると、 未燃焼状態の炭化水 素系助燃剤が溶鋼と反応し、 溶鋼中の炭素や水素の濃度を上昇させ るという致命的な問題が生ずる。 従って、 これを回避するには、 真 空度を低下させフ レームを短くするか、 ラ ンスと溶鋼面の間隔を高 くする方法がある。 RHの場合は環流させるために溶鋼を真空槽内に 吸い上げる必要があるため真空度は低下できず、 ラ ンス高さを上昇 させる手段しかとりえない。 しかし、 この方法では、 平均的なフ レ ーム領域と溶鋼面との間隔が広く なるため着熱効率が低下する。
また、 直胴型真空精鍊装置におけるバーナー加熱について具体的 な条件の開示は見られなかった。 発明の開示
本発明は直胴型真空精鍊装置において溶鋼の脱炭吹酸を行う際に 、 上記装置の真空槽内での最適な吹鍊条件を提供して従来の技術の 諸問題を解決することを目的とする。
すなわち、 本発明は上記吹鍊条件として、 最適な真空槽内の真空 度と送酸条件を提供することを目的とする。
また、 本発明は上記真空槽内の溶鋼を所望の温度に上昇せしめる 最適な A 1昇熱方法を提供することを目的とする。
更にまた、 本発明は上記真空槽内における溶鋼の最適な脱硫条件 を提供することを目的とする。
更にまた、 本発明は上記真空槽内の溶鋼および真空槽耐火物表面 をバーナー加熱により昇温せしめる方法を提供することを目的とす る
本発明は上記諸目的を下記に示す精鍊方法によつて達成するもの である。
先ず、 本発明は、 転炉等で脱炭されて C含有量が 0. 1 %以下に調 整された溶鋼を直胴型真空精鍊装置の真空槽内へ装入し、 この真空 槽内の雰囲気を 105〜195Tor r の低い真空度に保持しつ、、 前記真 空槽内の静止溶鋼表面に対するキヤビティ 一深さを 150〜400mm に なるような送酸速度で上吹きラ ンスよ り酸素を前記溶鋼へ供給する 精鍊方法である。
すなわち、 真空槽内雰囲気を前記低真空度に保持することにより 、 真空槽の浸漬部下端と真空槽内溶鋼表面との間隔を小さ くするこ とができ、 これによつて溶鋼表面で溶鋼内に巻き込まれたスラグ粒 子を浸漬部下端から槽外へ容易に流出することができる。 その結果 、 真空槽内に存在したスラグは短時間でほとんど全てが排出される ため、 上吹き酸素によって生成した酸化鉄は純粋な F eO と して存在 でき、 これにより脱炭酸素効率を高く維持することができる。
また、 脱炭効率を上げるため、 上吹きランスからの酸素ジ ッ ト と溶鋼表面との衝突領域 (火点) 近傍の温度を高くする必要があり 、 このために本発明はキヤ ビティ一深さを 1 50〜 400mm とするハ ー ドブローによって送酸を行う。 また、 か、 るハー ドブローによる送 酸であつても真空槽内の雰囲気が上記の低真空であるため地金飛散 (スプラ ッ シュ) が大きく ならず極めて実用的である。
次に本発明は吹酸脱炭または高真空処理 (脱炭または脱水素) あ るいは合金添加による成分調整を行う前に前記真空槽内の雰囲気を 1 00〜 300To r r の低い真空度にして A 1含有合金を真空槽内へ装入し 、 上吹きランスから酸素を供給する。 か、 る雰囲気によって炭素の 酸化反応がほとんど起らないので A 1酸化のための酸素利用効率が高 く、 また A 1 2 0 3 粒子の槽外への排出も容易である。 また、 A 1含有合 金のより高い反応効率を得るためにキヤ ビディ一深さが 50〜 400 mm となるハ ー ドブローによつて送酸することが好ま しい。
次に本発明は脱酸後、 合金添加による成分調整に先立って前記真 空槽内の雰囲気を 120〜 400To r r の低い真空度にして生石灰を主成 分とする脱硫剤を上吹きランスからキャ リアーガスとともにこの真 空槽内へ装入する。 この方法により真空槽外の転炉スラグの(Τ · F e + MnO)濃度を低下することによつて槽内溶鋼の脱硫反応を促進し、 更に、 溶鋼に巻込まれた脱硫剤を槽外へ容易に流出することによつ て、 槽外スラグの塩基度を増大せしめて復燐を防止することができ 、 これにより極めて効率よく脱硫処理を行う ことができる。
次に、 本発明は合金添加による成分調整中に前記真空槽内の雰囲 気を 100 〜 400To r r の低い真空度にして、 LPG に代表される炭化水 素系助燃ガスと酸素ガスを上吹きラ ンスよ り噴出し、 バーナーを形 成して溶鋼を加熱し、 溶鋼の温度補償を行う とともに真空槽を加熱 して地金付着を抑制する。
この方法によりラ ンス高さを低くすることができるので高着熱を 得ることができ、 更に輻射伝熱の他に対流伝熱を生ぜしめることに よつて着熱効率を一層向上することができる。
また、 本発明は以上の各工程を必要により組合わせて精鍊操業を 行う ことも含むものである。 図面の簡単な説明
第 1 図は本発明で用いる直胴型真空精鍊装置の概略断面正面図で ある。
第 2図は真空度と脱炭酸素効率の関係を示す図である。
第 3図はキヤビティ ー深さと脱炭酸素効率との関係を示す図であ る
第 4図は真空度とキヤビティ 一深さの関係で最適脱炭条件を示す 図である。
第 5図は真空度とアルミ昇熱着熱効率との関係を示す図である。 第 6図は真空度と (T · F e + MnO)濃度との関係を示す図である。 第 7図は真空度と各工程の処理時間との関係を示す図である。 第 8図は従来の RH型真空精鍊装置の概略断面正面図である。 発明を実施するための最良の形態
次に本発明に基づく溶鋼精鍊方法について詳細に説明する。
本発明は転炉等によつて脱炭された溶鋼を精鍊処理するものである 本発明で用いる直胴型真空精鍊装置は、 真空槽の溶鋼浸漬部に槽 底が無いので低真空度 (真空度数が大) で上吹きラ ンスによる送酸 が可能となる。
か、 る精鍊装置を第 1 図により説明する。
図において、 取鍋 3内に貯溜されている溶鋼 2 に、 真空槽 1 の円 筒型胴部 7の下部が浸潰されて浸漬部 9が形成される。 円筒型胴部 7の上部には天蓋 8が設けられ、 その下部の先端は開放されて槽底 がなく筒状をなす。
天蓋 8 には上吹きランス把持装置 10が設けられ、 この装置によつ て、 上吹きラ ンス 4 は適性なランス—溶鋼表面間距離が維持される よう昇降可能に把持されている。
取鍋 3の底部にポーラス煉瓦 1 1が底部中心点より距離 Kだけずれ た位置に設けられており、 このポーラス煉瓦 1 1から例えば Arガス 5 — 1 が円筒型胴部 7の空間部 12に向って、 吹込まれる。 Arを吹込む 位置が取鍋底部の中心からずれているので Arガスが偏向して吹込ま れ、 溶鋼表面の一部に気泡活性面 (吹込まれたガスが気泡と して浮 上し溶鋼表面で破裂して形成された活性面) が形成される。 また、 上記 Arガスの偏向吹込みによつて胴部内の溶鋼の一部が押上げられ Arガスの吹込みのない他の部分の溶鋼が降下する。 この結果、 溶鋼 は取鍋 3 と真空槽の円筒型胴部 7内を環流する。
環流する溶鋼 2 に真空槽の天蓋 8から挿入された水冷ラ ンス 4か ら酸素ジエ ツ ト流 5が噴射され、 溶鋼表面にキヤビティ 一 (凹み) 6が形成される。 また、 取鍋 3の内壁と浸漬部 9の外壁の間の溶鋼 表面にスラグ 13が形成される。 真空槽 1 に真空装置 (図示せず) が 連結され、 胴部 7内の空間部 12の雰囲気が所望の真空度になるよう に調整される。
前記の直胴型真空槽の下部に槽底を有さない浸漬部を有する真空 精鍊装置を用いて、 転炉等により 0. 1 %以下の炭素濃度に脱炭され た溶鋼を精鍊する場合には、 槽底が無いため低真空度でも送酸が可 能となる。 このような装置を用いて酸素を上吹きする場合には、 低 真空度で上吹きすることが脱炭反応を促進する上で必要である。 つ まり前記のように、 炭素濃度が 0. 1 %以下の領域での上吹き酸素に よる脱炭反応は、 炭素濃度が低いため、 上吹きされた酸素は一旦、 表面で酸化鉄を生成し、 その酸化鉄が鋼浴中の炭素と反応する機構 で進行する。 したがって、 反応を効率的に進行させるには、 1 ) 表 面で生成される酸化鉄を微細粒として分散させ、 反応表面積を大き く確保する、 2 ) 酸化鉄を純粋な FeO と し活量を高めて反応性を高 く維持する、 3 ) 溶鋼バルクから反応サイ 卜への炭素の供給を促進 する、 という 3つの要因が重要となる。 このうち、 3 ) は低い位置 から吹き込まれたガスによる攪拌混合で支配され、 高真空度の方が 吹き込まれたガスの浮上中の膨脹が大き くなるため攪拌エネルギー が増大する。 したがって、 195Tor r より も低真空度の場合には攪拌 エネルギーが低下するため溶鋼の攪拌混合が低下して、 溶鋼バルク から反応サイ 卜への炭素の供耠速度が低下し、 その結果、 脱炭効率 が低下する。 また、 1 ) は上吹き酸素の衝突面と気泡活性面との関 係で決まる。 つまり、 酸化鉄は上吹き酸素の衝突面で生成されるの に対して、 気泡活性面が広い場合には生成された酸化鉄層は、 低い 位置から吹き込まれたガスが個々の気泡と して浮上して表面で破裂 する時に、 個々の気泡の大きさに応じて微細粒に分散される。 した がって、 上吹き酸素の衝突面と気泡活性面との重複領域が、 上吹き 酸素の衝突面の 50 %以上であることが望ま しい。 2 ) は処理前に真 空槽内に混入する転炉スラグの排除性に大きく依存する。 つまり、 真空槽内溶鋼表面に転炉スラグが存在する場合には、 上吹き酸素に より生成した酸化鉄は、 転炉スラグと混合し、 純粋な F eO ではなく FeO の濃度が著しく低下する。 この場合には、 FeO と Cの反応性が 大き く低下するため脱炭効率が著しく低下する。 転炉スラグを真空 槽から排出するためには低真空度とする必要がある。 これは、 高真 空度 (真空度数が小) にした場合、 浸漬部下端と真空槽内溶鋼表面 との間隔が大きく なり、 表面で浴内に巻き込まれたスラグ粒子は、 下降流に乗って移動はするものの浸漬部下端まで到達するものは少 なく、 真空槽内で循環運動するに留まる。 このようなスラグ粒は、 上昇流に乗って気泡活性面に浮上するため、 上吹き酸素により生成 した酸化鉄と混合し FeO の濃度を低下させる要因となる。 これに対 して、 真空度が 105To r r 以上の低真空度であれば、 浸漬部下端と真 空槽内溶鋼表面との間隔が小さ く なるため、 表面で浴内に巻き込ま れたスラグ粒子は、 下降流に乗って移動し浸漬槽下端から槽外へ容 易に流出できる。 その結果、 真空槽内に存在したスラグは短時間で 、 ほとんど全てが排出されるため、 上吹き酸素により生成した酸化 鉄は純粋な FeO と して存在できるため脱炭酸素効率が高く維持でき o
すなわち、 第 2図で示すように、 真空度が 105〜195To r r の領域 において、 80 %以上の脱炭酸素効率を得ることができる。
望ま しく は、 浸漬部下端〜真空槽内溶鋼表面までの距離 Nを 1. 2 〜 2 mとする。 これは、 真空槽内溶鋼表面で生成した酸化物を効率 的に槽外へ流出させるための条件であり、 1. 2 mより も短いと酸化 物が短時間で槽外へ流出するため溶鋼内の滞留時間 (反応時間) が 短く、 未反応のまま流出する割合が高く なる。 2 mより も長いと下 降流の流速が浸漬部下端付近で低下するため流出しにく く なる。
しかし、 上吹き酸素による酸化鉄の化学反応と しての還元速度が 遅い場合には、 真空度が適正であっても酸化鉄の還元が進行しにく く脱炭酸素効率は高く ならない。 還元反応速度は温度でほぼ決定さ れるため、 生成する酸化鉄が主に還元される場所である。 酸素ジェ ッ 卜と鋼浴の衝突領域 (火点) 近傍の温度が重要となる。 したがつ て、 脱炭効率を高くするには、 ハー ドブローと し火点温度を高くす る必要がある。 ハー ドブローの条件と しては、 酸素ジヱ ッ トにより 鋼浴表面に形成されるキヤ ビティーの深さを 150〜400mm とするこ とにめ <t> o
すなわち、 第 3図に示すように、 キヤビティー深さを 1 50龍以上 にすると脱炭酸素効率を 80 %以上にすることができる。
しかしながら、 低真空度の雰囲気におけるハー ドブローの送酸速 度の条件において最も問題になるのは、 スプラ ッ シュの発生であつ た。 従来はスプラ ッ シュの発生は上吹きガスの運動エネルギーによ り飛散すると考えられていたため、 超ソフ トブローで運動エネルギ 一を抑制しキヤビティーを作らないか、 超ハー ドブローでキヤビテ ィ ー形成を極端に深く して (例えば 1000匪以上) 飛散方向を外向き から内向きに変化させるしか方法がないと考えられていた。 これは 転炉精練で一般的に言われていたが、 本発明での送酸速度は転炉精 鍊に比べると 1桁以上少なく超ハー ドブローを実現するのは困難な ため、 超ソフ トブローでスプラ ッシュを回避するしか方法は無いと 考えられていた。
しかし、 本発明者らは小さな送酸速度下でのスプラ ッ シュの発生 挙動を詳細に調査した結果、 キヤビティ 一深さが 150 ~ 400mm であ つてもスプラ ッ シュは抑制できることを明らかにした。 すなわち、 もともと送酸速度が小さいため運動エネルギーによるスプラ ッ シュ の発生が小さい条件では、 スプラッ シュの発生量は運動エネルギ一 ではなく他の要因で支配される。 それは、 上吹き酸素が鋼浴に衝突 した部分 (火点) で生成される酸化鉄粒子が鋼浴表面下に巻き込ま れて鋼浴 〔C〕 と反応し、 鋼浴内で COガスが発生することによるス プラ ッ シュの飛散が主要因である。 この場合、 超ソフ トブローの場 合には酸化鉄が火点表面で生成しても、 上吹きガスによる下向きの エネルギーが小さいため酸化鉄は浴内に侵入できず、 浴表面でのみ 反応が起こるため COガスの発生による溶鋼液滴の発生はない。 従来 はこの領域での操業がなされていた。
この条件より も、 ややハー ドブローにすると、 火点で生成した酸 化鉄が上吹きガスによる下向きのエネルギーにより浴内に侵入する ようになり、 浴内部での COガスの発生が起こるためスプラ ッ シュが 発生する。 従って、 従来の操業条件より もハー ドにするとスプラ ッ シュが発生すると考えられていた。
しかし、 さ らにハー ドブローにすると、 単位面積当たりの入熱速 度がふえ、 火点の温度が上昇するため酸化鉄の還元速度が速く なり 、 火点表面で生成した酸化鉄は極短時間で鋼浴 〔c〕 により還元さ れるため、 定常的な酸化鉄の浴内への巻き込みが無く なる。 従って
、 浴内部での COガスの発生が起こらなく なるためスプラ ッ シュの発 生が低下するのである。 この臨界条件がキヤビティ 一深さ 150mm以 上という条件になる。 さ らにハー ドブローにすると、 転炉精鍊と同 じょうに上吹きのガス運動エネルギーによる飛散が大き く なるため 再びスプラ ッ シュの発生が増加する。 この臨界条件がキヤ ビティ ー 深さ 400誦以下という条件になる。
すなわち、 真空度が 105〜195To r r の雰囲気において、 スプラ ッ シュ発生が小さ く安定して送酸できるキヤ ビティ ー深さの上限は第 4図に示すように 400mm である。
従って、 本発明ではキヤビティー深さを真空度 105〜195To r r の 雰囲気において 150〜400mm の範囲に限定する。 なお、 第 3図中の 〇印は真空度を 130To r rにした場合の例であり、 △印は真空度を 17 OTo r r にした場合の例である。
ここでキヤビティ 一深さ L (匪) は次式で計算される。 L = L n · exp(— 0.78G/L n ) ( 1 )
L n は次式で定義される。
L n =63 (F/ ( n · d N ))2 3 ( 2 )
こ こで、 Fはガス供給速度 (Nm3/Hr) 、 nはノズル数、 d N はノ ズルスロ一ト直径 (mm) 、 Gはラ ンス先端から真空槽内溶鋼表面ま での距離 (mm) を表す。
ここで、 キヤ ビティー深さ力く 150mmより も小さいと火点温度が充 分高く ないため、 たとえ真空度が適正でほぼ純粋な酸化鉄が生成し たと しても、 還元反応速度自体が遅く脱炭酸素効率は低い。 逆に 40 0mm より も大きい場合には、 上吹きガスのエネルギーが大きすぎる ため地金飛散 (スプラッ シュ) が大きく なり実用的ではない。
極低炭素鋼を溶製する場合は、 吹酸脱炭終了後、 真空槽内の真空 度を上昇させ高真空下での脱炭に移行する。 高真空下での脱炭は、 溶鋼中に溶解している酸素と炭素との反応を利用するものであり、 真空に暴露されている自由表面での反応が重要である。 従って、 ス ラグにより自由表面が被覆されている場合には、 反応速度は大幅に 低下する上に、 減圧に伴い発生する COガスによりスラグが爆発的に 飛散する突沸と呼ばれる現象が起こり操業に著しい支障をきたす。 このため、 高真空処理に入る前に、 吹酸脱炭中に発生した酸化鉄を 主成分とするスラグを完全に真空槽外へ排出する必要がある。 これ には、 吹酸脱炭期の浸漬部下端〜真空槽外溶鋼表面までの距離 (浸 漬深さ) Hに対し、 0.2H〜 0.6Hだけ浸漬深さを小さ くする必要 がある。 これにより、 下降流により浸漬部下端まで到達したスラグ 粒子が真空槽外の溶鋼から受ける静水圧 (へッ ド) が小さ く なるた め、 より容易に真空槽外へと流出できることになる。 0.6Hより も 大きいと真空槽外溶鋼表面の揺動により局部的に浸漬深さがゼロに なる瞬間が生じる。 この場合、 外部の空気を真空槽内へ吸い込むた め溶鋼中の窒素濃度が上昇する。 0.2Hより も小さい場合にはへッ ドが充分に小さ く ないためスラグが完全には排出できない。
次に、 溶鋼の A1昇熱について説明する。
溶鋼に添加された A1を上吹きされた酸素ガスにより燃焼させ昇温 する A1昇熱については、 適正真空度とハ ー ドブローが高い効率を得 るためには必須である。
本発明者らはかゝ る A1昇熱について詳細な実験と理論検討により 、 第 6図に示すように真空度が 100〜300Torr の範囲において Al昇 熱着熱効果が 80%以上であることを見出した。
すなわち、 lOOTorr より も高真空度の場合には、 炭素の酸化反応 が A1の酸化とともに起こるため酸素の利用効率が低下するとともに 、 生成した A1203 が排出されにく いため着熱効率が低下する。 これ に対して、 真空度が lOOTorr以上の低真空度であれば、 脱炭反応が ほとんど起こ らないため A1の酸化に利用される酸素利用効率が高い 上に、 浸漬部下端と真空槽内溶鋼表面との間隔 Νが小さ く なるため 、 表面で浴内に巻き込まれた Α1203 粒子は、 下降流に乗って移動し 浸漬部下端から槽外へ容易に流出できるため着熱効率が高く維持で きる。 300Torrより も低真空度の場合には、 溶鋼の循環流量が低下 するため着熱効率が低下する。
望ま しく は、 浸漬部下端〜真空槽内溶鋼表面までの距離 Νを 1.2 〜 2 mとする。 これは、 真空槽内表面で生成した酸化物を効率的に 槽外へ流出させるための条件であり、 1.2mより も短いと酸化物が 短時間で槽外へ流出するため溶鋼内の滞留時間 (反応時間) が短く 、 A 1203 粒子の持つ熱量が十分に溶鋼に伝達される前に流出する割 合が高く なる。 2 mより も長いと下降流の流速が浸漬部下端付近で 低下するため流出しにく く なる。
さ らに、 ハー ドブローによりより高い反応効率が得られることが 解明された。 上記の適正真空度で上吹き酸素による溶鋼中に溶解し ている A 1の酸化反応をミ クロ的に見ると、 上吹き酸素が溶鋼に衝突 した面では A 1 2 0 3 の皮膜が生じる。 この皮膜は上吹きガスの持つ下 向きの運動にエネルギーにより破砕され溶鋼中に懸濁する力 上吹 きガスの運動エネルギーが小さい場合には、 上吹きガスによつては 破碎できず、 底吹きガスの上昇流により破碎されるため、 溶鋼内に 懸濁せず、 一旦、 表面に浮上する。 このように、 上吹きガスに充分 な運動エネルギーが無い場合には A 1 2 0 3 の懸濁が起こりにく いため 、 適正真空度であっても表面近傍に A 1 2 0 3 が堆積し着熱効率を低下 させる。 このために必要な上吹きガスの持つ下向きの運動エネルギ 一は、 酸素ジヱ ッ トにより鋼浴表面に形成されるキャビティ 一の深 さを 50〜400mm とすることにある。 ここで、 キヤ ビティ一深さ L ( mm) は前述した式 ( 1 ) および式 ( 2 ) で計算される。
キヤビティ一深さが 400mm より も大きい場合には、 上吹きガスの エネルギーが大きすぎるためスプラ ッ シュが大き く なり実用的では ない。
極低炭素鋼の溶製や脱水素処理を実施する場合は、 A 1昇熱終了後 真空度を上昇させ高真空下での脱炭や脱水素に移行する。 高真空下 での脱炭は、 溶鋼中に溶解している酸素と炭素との反応を利用する ものであり、 脱水素も溶鋼中に溶解している水素同士の反応を利用 するものであり、 真空に暴露されている自由表面での反応が重要で ある。 従って、 スラグにより自由表面が被覆されている場合には、 反応速度は大幅に低下する上に、 減圧に伴い発生する COガスにより 前述のようにスラグの突沸が起こり操業に著しい支障をきたす。 こ のため、 吹酸脱炭や高真空処理に入る前に、 A 1昇熱中に発生した A 1 2 0 3 を主成分とするスラグを完全に真空槽外へ排出する必要がある 。 これには、 極低炭素鋼を溶製する場合と同様の理由で A 1昇熱期の 浸漬部の浸漬深さ Hに対し、 0. 2 H〜0. 6 Hだけ浸漬深さを小さ く して真空槽内のスラグを真空槽外へ容易に流出せしめる。
次に、 減圧下における鋼の脱硫方法について説明する。
脱硫反応は、 真空槽内に添加した脱硫剤による脱酸反応と同時に 、 真空槽外にある酸化鉄濃度の高い転炉スラグからの酸素供給によ る復硫反応を考慮する必要がある。 つまり、 脱硫反応式は、 〔 S〕 + CaO = CaS + 〔0〕 と記述されるため、 右辺の 〔0〕 の濃度を十 分に低下させることが脱硫を進行させるためには必須となる。 従つ て、 脱硫を効率的に進めるには、 脱硫に先だって実施される脱酸時 に、 真空槽外の転炉スラグ中の酸素ポテンシ ャル (通常は(T * Fe + MnO)で代表される) を十分に低下させることが重要となる。 しかし 、 転炉スラグ中の酸素ポテンシ ャルが十分に低下すると、 脱硫処理 中に転炉スラグ中に含まれた酸化燐が不安定となり溶鋼中の燐濃度 が上昇する、 いわゆる復燐が生じる。 従って、 復燐を抑制するため には、 脱硫中に酸素ポテ ンシ ャルが低下した真空槽外の転炉スラグ 中 CaO 濃度を上げ、 酸素ポテンシャルが低く とも酸化燐が不安定に ならない高塩基度スラグとすることが必要となる。
すなわち、 効率的に脱硫し復燐を抑制するには、 真空槽外の転炉 スラグに対し、 1 ) 脱酸時に(T · Fe + MnO)濃度を十分に低下させる ことと、 2 ) 脱硫中に塩基度を高くすることが必要となる。 この 2 つの条件は真空度を 120To r r とすることで成立する。 つまり、 真空 度が低真空度の場合には、 浸漬部下端と真空槽内溶鋼表面との間隔 が小さ く なり、 A ) 低い位置から吹き込まれたガスによる真空槽内 溶鋼表面での波動が真空槽外溶鋼へも伝わり安くなることと、 B ) 真空槽内溶鋼表面に供給された生石灰を主成分とする脱硫剤が浴内 に巻き込まれた後、 下降流に乗って移動し浸漬部下端から真空槽外 へと流出しやすく なる、 という 2つの特徴が現れる。 このうち、 A ) は 1 ) に重要な影響を及ぼす。 つまり、 真空槽外溶鋼も攪拌され るため、 溶鋼中に溶解している A 1と真空槽外スラグとの反応速度が 増加し、 短時間で効果的に真空槽外の転炉スラグの(Τ · Fe + MnO)濃 度が第 6図に示すように 5 %以下に低下する。
これに対して、 真空度が 120To r r より も高い真空度の場合には、 真空槽外溶鋼はほとんど流動しないため攪拌が非常に弱く、 溶鋼中 に溶解している A 1と真空槽外スラグとはほとんど反応しない。 また 、 B ) は 2 ) に重要な影響を及ぼす。 つまり、 脱硫処理中に、 真空 槽内溶鋼表面に供給された生石灰を主成分とする脱硫剤が下降流に 乗って浸漬部下端から真空槽外へと流出するため、 真空槽外スラグ の塩基度が処理の進行に伴い増大し、 復燐を防止することができる 。 これに対して、 真空度が 120To rr より も高真空の場合には、 脱硫 剤は真空槽外へはほとんど流出しないため真空槽外スラグの塩基度 は上昇せず復燐はまぬがれない。
真空度が 400To r r より も低真空度の場合には、 吹き込まれたガス の浮上中の膨脹が大き くなるため攪拌エネルギーが低下するため、 溶鋼の攪拌混合が低下し脱硫効率が低下する。
次に、 本発明者らは、 直胴型真空精鍊装置を用いて吹込位置にお ける溶鋼の更新速度が十分に速い条件下で、 精鍊用粉体を吹き付け 、 高い反応効率を容易に得るための最適な吹き付け条件を得るため に、 既設の大径ラ ンスを共用し、 且つ低真空下で低速吹き付けする 方法を実施した。 その結果、 吹き付け表面の溶鋼更新速度が十分に 速く、 真空度が低い場合には、 低い吹き付け速度でも高い粉体捕捉 効率が得られ、 反応効率が向上することが判明した。
本発明では、 直胴型真空精鍊装置を用いることにより、 120To r r 以上の低真空度においても鍋底からの環流ガスによる溶鋼表面の活 性効果と高環流量が確保できるため、 低い吹き込み速度で高い粉体 捕捉率が得られた。 具体的には真空精鍊装置を用いて、 120Torr 以 上の低真空度下で吹き込み速度を 10m /秒〜マッハ 1未満の範囲に すると、 高い粉体捕捉率が得られた。
本発明では、 溶鋼表面に吹き付けで形成されるキヤ ビティ一深さ を精鍊用粉体捕捉に必要な最低量 (10m /秒) の吹き込み速度で形 成して精鍊用粉体を吹き込むと、 排ガス系に吸引されて無効となる 精鍊用粉体量が大幅に低減され、 通常の送酸ランスを用いて、 高い 固気比で精鍊用粉体吹き込みを行う ことが可能となった。
精鍊用粉体の吹き込み速度は、 精鍊用粉体吹き込み時の精鍊用粉 体差し込み深さがキヤ リアガス流量にかかわらず、 ほぼ一定である ため、 精鍊用粉体が溶鋼表面直下に到達する最低速度で十分であり 、 吹き込み条件によって多少異なるが、 実験的には、 10mノ秒以上 が必要である。 また、 吹き込み速度をマッハ 1以上にしても、 スプ ラ ッ シュにより溶鋼が飛散したり温度降下が大きく なり好ま しく な い。
本発明は、 直胴型真空精鍊装置を用いるので、 120Torr 以上の低 真空下でも真空槽内の溶鋼へッ ドは十分に確保可能であり、 鍋底か らの多量ガス吹き込みにより真空槽内の溶鋼表面近傍の更新速度は 通常の鍋脱ガス装置と比較して十分に速い。 例えば、 真空度 150Tor r 時には、 真空槽内外の溶鋼へッ ド差は 1. 1 mあり、 鍋底からの環 流ガス流量を同一にした場合、 鋼浴表面の更新、 溶鋼の環流速度は 、 高真空時とほぼ同等である。 このため、 低真空下においても、 溶 鋼に吹き込まれた脱硫剤の精鍊用粉体は、 この循環流により容易に 鍋内深く に送り込まれ高い反応効率が可能となる。 また、 直胴型浸 漬部を有する精鍊装置では槽底を有さないので、 低真空度下におい ても、 RHタイプの精鍊装置にみられる吹き込みによる底たたき現象 に起因する槽底耐火物損傷の心配もない。 キヤ リァーガスの湯面到達速度の計算は以下の方法で実施する。 真空度 P (Torr) 、 キャ リ ア一ガスの背圧 P ' (kgf Zcm2)とする とノズル吐出時のマッハ数 M ' は次式で定義される。 この式におい ては M' は陰関数と して存在するため数値解と して計算されること になる。
P /760 2.4
= (1.2Μ' )3 5 x ( )2.5…… ( 3 )
Ρ ' 2.8Μ ' 2 -0.4
Gをノズル先端から真空槽内溶鋼表面までの距離 (mm) 、 doをノ ズル出口直径 (mm) 、 nをノズル数とすると、 溶鋼表面到達時のマ ッハ数 Mは次式で計算する。
M= 6.3M ' / (GZ { ( n ' do2)1,2 } ) ( 4 ) マッハ数 Mから溶鋼表面到達流速 U (m/ s ) への変換は次式で 行う。
U = M X 320 X 0.07 P 1/2 ( 5 ) 望ま しく は、 浸漬部下端〜真空槽内溶鋼表面までの距離 Nを 1.2
〜 2 mとする。 これは、 真空槽内溶鋼表面に供給された脱硫剤を効 率的に槽外へ流出させるための条件であり、 1.2mより も短いと脱 硫剤が短時間に槽外へ流出するため溶鋼内の滞留時間 (反応時間) が短く、 未反応のまま流出する割合が高く なる。 2 mより も長いと 下降域の流速が浸漬部下端付近で低下するため流出しにく く なる。
また脱硫効率 (ス) は次式で求められる。
In ( C S ) , / [ S ) 2)
λ = ( 6 ) 脱硫剤原単位 (kg/ t )
但し、 〔 S〕 , : 処理前 〔 S〕 濃度 (ppm)
〔 S〕 2 : 処理後 〔 S〕 濃度 (ppm)
次に、 直胴型真空精鍊装置を用いて精鍊する際に、 吹酸脱炭処理 または高真空処理 (脱硫処理も含む場合あり) の後に酸素ガスと LN G に代表される炭化水素系助燃ガスを上吹きラ ンスを用いて溶鋼表 面に噴射し、 溶鋼および真空槽を加熱するバーナー加熱について説 明する。
か、 るバーナー加熱においては、 真空槽内の雰囲気を 100〜400T o r r の低真空に保持し、 ラ ンス先端から真空槽内溶鋼表面までの距 離を 3. 5〜 9. 5 mの範囲に調整して上記燃焼ガスを溶鋼表面に吹付 ける。
このような低真空の雰囲気でも本発明の精鍊装置を用いれば溶鋼 の攪拌混合を十分可能にするので、 ラ ンス高さを前述のように低く して加熱することができるので高着熱が得られる。 更に真空度が本 発明より高い場合には輻射伝達だけが起こるに対し、 本発明の場合 は輻射に加えて対流伝熱も起こるので着熱効率は一層向上する。 真空度が 400Tor r 超の低真空度の場合には、 吹き込まれたガスの 浮上中の膨脹が大き く なるため攪拌エネルギーが低下する。 これに より溶鋼の攪拌混合が低下し着熱効率が低下する。
以上詳述したように、 本発明の特徵は直胴型真空精鍊装置におい て、 100〜400To r r の低真空度の雰囲気で酸素ガスを、 上吹きによ り溶鋼表面から、 各処理に応じた送酸条件 (キヤビティ ー深さで表 示) で吹込むことにあり、 この真空槽内でガスを上吹きする目的は 、 酸素ガスの上吹きにより溶鋼中の炭素と反応させる脱炭、 溶鋼に 添加された A 1を上吹きされた酸素ガスにより燃焼させ昇温する A 1昇 熱、 キャ リ アガスとともに生石灰等のフラ ックスを添加する脱硫、 酸素ガスと LNG に代表される炭化水素系助燃ガスを上吹き し浸漬槽 を加熱し地金付着を抑制するバーナー加熱の 4つがある。
上記の各処理を全て組合せて表示すると第 7図に示すようになる 。 第 7図は各処理工程を処理時間と真空度で表示したもので、 実際 の操業においては、 各処理工程を必要により適宜組合わせて行う。 実施例
実施例 1
第 1 図に示す直胴型真空精鍊装置を用いて、 上吹き吹酸による脱 炭操業を行った。 このときの取鍋の容量は 350ト ン、 取鍋の内径 D は 4400mm、 真空槽の浸漬部の直径 dは 2250mm、 ポ一ラスプラグの取 鍋中心からの偏心距離 Kは 610mm 、 上吹きラ ンスのスロー ト径は 31 匪と した。 操業条件と しては、 ラ ンス〜溶鋼表面間距離 G : 3.5m にて 3300Nm3Zhの送酸速度で処理開始 2分後から 2分間酸素吹き 付けを行う ことにより、 炭素濃度を 450ppmから 150ppmまで脱炭し、 その後脱ガス処理を実施した。 吹酸時に形成されたキヤ ビティー深 さ Lは 205mmであった。 また、 底吹き Ar流量は 1000N1Z分で一定と し、 酸素吹き付け開始時の真空度は 165Torr、 終了時が 140Torr で あった。 このときの浸漬部下端から真空槽内溶鋼表面までの距離 N は 1750mm、 真空槽の浸漬深さ Hは 450mm であった。
以上の操業の結果、 脱炭酸素効率 Vが 85%に達しかつ地金は全く 付着しなかった。
また、 上記操業後、 真空槽を上昇してその浸漬深さ Hを 230mm に した後 2分間攪拌して更に高真空下での脱炭処理を施した。 この処 理により、 上記浸漬深さ Hが 450mm で処理した場合に比較して、 炭 素濃度が 20ppm になる迄の処理時間を 3分間短縮することができた 。 次に第 1表で示す操業条件で実施した (共通条件 : 送酸速度 3000 Nm3 Zh、 吹酸時間 2分間) 。 その結果を同表で示す。 第 1表
Figure imgf000029_0001
(注) *印…本発明の範囲外の値を示す。 第 1 表で明らかなように、 本発明例では脱炭酸素効率 77がほ 80
%以上の高効率を得ることができ、 かつ地金の付着は無かったが、 比較例ではキヤ ビティ一深さの適正値であっても送酸開始真空度が 低過ぎる場合は地金付着はないものの 7? は本発明例のほ 半分しか なく 、 また真空度が高過ぎると V も 50 %以下の低効率でかつ地金が 多量に付着した。
また、 送酸開始真空度が適正値であっても、 キヤ ビティ 一深さが 小さ過ぎると地金付着はないものの 77 は極めて低く、 キヤ ビティ 一 深さが大き過ぎると 77 は 80 %以上あるものの地金が多量に付着した 実施例 2
図 1 に示す直胴型真空精鍊装置を用いて、 A1昇熟操業と高真空脱 ガス処理による脱炭操業を行った。 このときの精鍊装置の仕様は実 施例 1 と同様であつた。
操業条件と しては、 ラ ンス〜溶鋼表面間距離 G : 3.5m真空槽の 浸漬深さ Hを 450mm にて 3300Nm3/ hの送酸速度で処理開始 1分後 から 6分間酸素吹き付けを行った。 この時形成されたキヤビティー 深さ Lは 205mmであった。 なお、 A1は 6分間の吹酸の間に 1分おき に計 5回分割にて均等に投入し、 合計の投入量は 460kg と した。 こ の結果、 溶鋼の温度上昇分と して 40°Cの昇熱が得られた。 この後で 真空度 1.5Torr の雰囲気で脱ガス処理を実施した。 また、 底吹き Ar 流量は 1000N1Z分で一定と し、 酸素吹き付け開始時の真空度は 280T orr 、 終了時が 150Torr であった。
以上の操業の結果、 A1昇熱着熱効率 ^:は 98.9%であり、 地金付着 はなかった。 またこの処理に続けて実施した高真空脱ガス処理開始 前の炭素濃度が 450ppmであったのが、 脱ガス処理後には 15ppm に減 少した。
また、 上記操業後、 真空槽を上昇してその浸漬深さ Hを 230mm に した後、 2分間攪拌して更に高真空下での脱炭処理を施した。 この 処理により、 真空槽浸漬深さ Hが 450mm で処理した場合に比較して 炭素濃度が 20ppm になる迄の処理時間を 4分間短縮することができ た。
次に第 2表で示す操業条件で実施した (共通条件 : A1投入量… 46 0kg 、 送酸速度… 3000Nm3Z h、 吹酸時間… 6分間) 。
その結果を同表で示す。 第 2表
Figure imgf000031_0001
(注) *印…本発明の範囲外の値を示す。 第 2表で明らかなように、 本発明例では A 1昇熱着熱効率 ζはいず れも 90 %以上が得られるとともに地金付着はなかったが、 比較例で は送酸開始真空度が高過ぎる場合は ζは 70 %未満しかなく更に地金 が多量に付着した。 また、 送酸開始真空度が適正であってもキヤ ビ ティ ー深さが小さ過ぎると地金付着はないものの ^:は低く、 キヤ ビ ティ 一深さが大き過ぎると ^:は 90 %以上あるものの地金が多量に付 着した。
実施例 3
第 1 図に示す直胴型真空精鍊装置を用いて、 転炉出鋼溶鋼を脱炭 した後、 A 1を投入し脱酸し、 脱硫操業を行った。 このときの精鍊装 置の仕様は上吹きランス出口直径 (109mm)を除き実施例 1 と同様で めった
操業条件と しては、 200Torr の真空下、 ランス〜溶鋼表面間距離 G : 2 mにて CaO に CaF2を 20%混合した脱硫剤を 0.4kg/分/ tの 速度でキャ リア一ガス (Ar) 300Nm3ZHrともに 30秒間吹き付けた。 これにより、 式 ( 6 ) で求められる脱硫効率; Iは 0.37を達成した。 このときの背圧は 4 kgf /cm2 で式 ( 5 ) で求められる溶鋼表面到 達流速 Uは 193mZ s (マッハ数で 0.62) であった。
次に第 3表で示す操業条件で脱硫操業を実施した。 その結果を同 表に示す。
第 3表
Figure imgf000032_0001
(注) *印…本発明の範囲外の値を示す。
第 3表で明らかなように、 本発明ではいずれも 0.30以上の高い脱 硫効率 λが得られたが、 比較例で示すように処理真空度が本発明の 範囲内に入らないと スは低く、 またガス流量が少なくて溶鋼表面到 達流量が 10m Z s未満であると ; Iは著る しく低い値を示した。
実施例 4
第 1 図に示す直胴型真空精鍊装置を用いて、 溶鋼加熱操業を行つ た。 このときの精鍊装置の仕様は、 実施例 1 と同様であった。 操業 条件と しては、 120Torr の真空下、 ランス〜溶鋼表面間距離 G : 4 mにして LPG 流量 : 120Nm3Z h、 酸素流量 : 120Nm3ノ hと し、 処理 開始 6分後から 10分間の加熱操業を行つた。 底吹き Ar流量は 1000N1 分で一定と した。 これにより、 溶鋼加熱を行わない場合に対し、 20°Cの温度上昇が可能であつた。
実施例 5
第 1 図に示す直胴型真空精鍊装置を用い、 極低炭素鋼の処理と し て、 上記装置の真空層内の溶鋼に A1昇熱処理を行い、 次いで吹酸脱 炭処理を行い、 その後真空度を高真空と して溶製を行い、 最後にバ ーナ一加熱を行った。
使用する精鍊装置の仕様は上吹きラ ンスの出口直径を 110mm にし た以外は全て実施例 1 と同様であった。
A1昇熱は真空度を 250Torr と し、 ラ ンス〜溶鋼表面間距離 Gを 35 00mmと し、 3300Nm3/Hrの送酸速度で、 真空排気開始 1分後から 4 分間実施した。 この時のキヤ ビティ一深さ Lは 205ππη 、 浸漬部下端 〜真空槽内溶鋼表面までの距離 Nは 1400態、 浸漬部下端〜真空槽外 溶鋼表面までの距離 (浸漬深さ) Hは 450mm であった。 底吹き Arは
500N1Z分と し、 A1は 4分間の吹酸昇熱の間に 1分おきに投入し、 合計の投入量は 450kg であった。 この結果、 40°Cの昇温が 98.2%の 着熱効率で達成できた。
その後、 距離 Hを 230mm と し Arを 750N1Z分まで上昇させ 1.5分 間にわたって攪拌し、 槽内の A1203 系スラグを完全に真空槽外へ流 出させた。
引き続き、 真空度を ΠΟΤΟΓΓ と して 3分間の吹酸脱炭を実施した 。 ラ ンス〜溶鋼表面間距離 Gを 3500mmと し、 3300Nm3ZHrの送酸速 度で、 この時のキヤビティ 一深さ Lは 205mm 、 距離 Nは 1500mm、 距 離 Hは 450mni であった。 底吹き Arは 700N1Z分と し、 炭素濃度を 43 Ορρπ!〜 140ppmまで低下させた。 脱炭酸素効率は 85%であった。 その後、 真空度を 1 Torrまで上昇させ極低炭素鋼の溶製を実施し た。
上記処理により 〔 C〕 が 20ppm に到達後、 真空度を 200Torr に復 圧し、 バーナー加熱をしつつ合金を添加し成分調整をした。 距離 G を 4500mmにて LPG 流量 : 120Nm3ノ Hr、 酸素流量 : 120Nm3ZHrで 5分 間の加熱を実施した。 その結果、 成分調整中の温度低下は 2 °Cにす ぎなかった。
実施例 6
実施例 5 と同じ仕様を有する直胴型真空精鍊装置を用い、 極低炭 素鋼の処理と して、 上記装置の真空槽内の溶鋼に A1昇熱一吹酸脱炭 一高真空脱ガス処理一脱酸 · 脱硫処理一バーナー加熱の各処理を施 した。
A1昇熱は真空度を 250Torr と し、 ラ ンス〜溶鋼表面間距離 Gを 3. 5 mとし、 3300Nm3/Hrの送酸速度で、 真空排気開始 1分後から 4 分間実施した。 この時のキヤビティ一深さ Lは 205mm 、 浸漬部下端 〜真空槽内溶鋼表面までの距離は Nは 1400mm、 浸漬部下端〜真空槽 外溶鋼表面までの距離 (浸漬深さ) Hは 450mm であった。 底吹き Ar は 500N1/分とし、 A1は 4分間の吹酸昇熱の間に 1分おきに投入し 、 合計の投入量は 450kg であった。 この結果、 40°Cの昇温が 98.2% の着熱効率で達成できた。
その後、 距離 Hを 230mm と し Arを 750N1Z分まで上昇させ 1.5分 間にわたって攪拌し、 槽内の A1203 系スラグを完全に真空槽外へ流 出させた。
引き続き、 真空度を 170Torr と して 3分間の吹酸脱炭を実施した 。 ラ ンス〜溶鋼表面間距離 Gを 3500mmと し、 3300Nm3/Hrの送酸速 度で、 この時のキヤビティ ー深さ Lは 205mm 、 浸漬部下端〜真空槽 内溶鋼表面までの距離 Nは 1500mm、 浸漬部下端〜真空槽外溶鋼表面 までの距離 (浸漬深さ) H : 50mni であった。 底吹き Ai i 700N1Z 分と し、 炭素濃度を 430ppm~140ppmまで低下させた。 脱炭酸素効率 は 85%であった。
その後、 真空度を 1 Torrまで上昇させ極低炭素鋼の溶製を実施し た。
上記処理により 〔C〕 が 20ppm に到達後、 A1による溶鋼脱酸を行 い真空度を 200Torr に復圧し、 距離 Gを 2000mmと して CaO に CaF2を 20%混合した脱硫剤を 0.4kg/ t /分の速度で 30秒間吹き付けた。 キャ リアガスは Arと し 300Nm3/Hrと したが、 湯面到達速度はマッハ 数で 0.62(192m/秒) であった。 距離 Nは 1500mmであったが、 脱硫 効率は 0.35で復燐は生じなかった。
上記処理により 〔 S〕 が 15ppm に到達後、 真空度を 200Torr に維 持し、 バーナー加熱をしつつ合金を添加し成分調整をした。 距離 G を 4500匪にて LPG 流量 : 120Nm3/Hr、 酸素流量 : 120Nm3/Hrで 5分 間の加熱を実施した。 その結果、 成分調整中の温度低下は 2 °Cにす きな力、つた。
実施例 7
実施例 5 と同じ仕様を有する直胴型真空精鍊装置を用い、 低水素 極低硫鋼の処理として、 上記装置の真空槽内の、 転炉で 0.35%の炭 素成分に吹止めた溶鋼に、 A1昇熱一高真空脱ガス処理一脱酸 · 脱硫 処理—バーナー加熱の各処理を施した。
A1昇熱は真空度を 250Torr と し、 ラ ンス〜溶鋼表面間距離 Gを 35 00mmと し、 3300Nm3ZHrの送酸速度で、 真空排気開始 1分後から 4 分間実施した。 この時のキヤビティ ー深さ Lは 205mm 、 浸漬部下端 〜真空槽内溶鋼表面までの距離 Nは 1400 、 浸漬部下端〜真空槽外 溶鋼表面までの距離 (浸漬深さ) Hは 450mm であった。 底吹き Arは 500N1Z分と し、 A1は 4分間の吹酸昇熱の間に 1分おきに投入し、 合計の投入量は 450kg であった。 この結果、 40°Cの昇温が 98.2%の 着熱効率で達成できた。
その後、 距離 Hを 230mm と し Arを 750N1Z分まで上昇させ 1.5分 間にわたって攪拌し、 槽内の A 1203 系スラグを完全に真空槽外へ流 出させた。
その後、 真空度を 1 Torrまで上昇させ脱水素処理を施した。
上記処理により 〔Η〕 が 1.5ppmに到達後、 A1による溶鋼脱酸を行 い真空度を 200Torr に復圧し、 距離 Gを 2000難と して CaO に CaF2を 20%混合した脱硫剤を 0.4kgZ t Z分の速度で 30秒間吹き付けた。 キヤ リァ ーガスは Arと し 300Nm3ZHrと したが、 湯面到達速度はマッ ハ数で 0.62(192mZ秒) であった。 距離 Nは 1500議であったが、 脱 硫効率は 0.35で復燐は生じなかった。
上記処理により 〔 S〕 が 15ppm に到達後、 真空度を 200Torr に維 持し、 バーナー加熱をしつつ合金を添加し成分調整をした。 距離 G を 4.5mにて LPG 流量 : 120Nm3/Hr、 酸素流量 : lZONn^ZHrで 5分 間の加熱を実施した。 その結果、 成分調整中の温度低下は 2 °Cにす さな力、つた。
実施例 8
実施例 5 と同じ仕様を有する直胴型真空精鍊装置を用い、 低炭素 鋼の処理と して、 上記装置の真空槽内の、 転炉で 725ppmの炭素成分 に吹止めた溶鋼に、 A1昇熱一吹酸脱炭一バーナー加熱の各処理を施 した。
A1昇熱は真空度を 250Torr と し、 ラ ンス〜溶鋼表面間距離 Gを 3. 5 mと し、 3300Nm3ZHrの送酸速度で、 真空排気開始 1分後から 4 分間実施した。 この時のキヤビティー深さ Lは 205mm 、 浸漬部下端 〜真空槽内溶鋼表面までの距離は Nは 1400 、 浸漬部下端〜真空槽 外溶鋼表面までの距離 (浸漬深さ) Hは 450mm であった。 底吹き A は 500N1Z分と し、 A1は 4分間の吹酸昇熱の間に 1 分おきに投入し 、 合計の投入量は 450kg であった。 この結果、 40°Cの昇温が 98.2% の着熱効率で達成できた。
その後、 距離 Hを 230mm と し Arを 750N1Z分まで上昇させ 1.5分 間にわたって攪拌し、 槽内の A1203 系スラグを完全に真空槽外へ流 出させた。
引き続き、 真空度を 170Torr と して 4分間の吹酸脱炭を実施した 。 距離 Gを 3500mmと し、 3300Nm3ZHrの送酸速度で、 この時のキヤ ビティ一深さ Lは 205mm 、 距離 Nは 1.5m、 距離 H (浸漬深さ) は 450mm であった。 底吹き Arは 700N1/分と し、 炭素濃度を 725ρρπ!〜 415ppmまで低下させ、 脱炭素効率は 91%であった。
上記処理後、 真空度を 200Torr に維持し、 バーナー加熱をしつつ 合金を添加し成分調整をした。 距離 Gを 4500誦にて LPG 流量 : 120N mVHr. 酸素流量 : ONn^ZHrで 5分間の加熱を実施した。 その結 果、 温度低下は 2 °Cにすぎなかった。
実施例 9
実施例 5 と同じ仕様を有する直胴型真空精鍊装置を用い、 低炭処 理と して、 上記装置の真空槽内の、 転炉で 415ppmの炭素成分に吹止 めた溶鋼に、 A1昇熱一バーナー加熱の各処理を施した。
A1昇熱は真空度を 250Torr と し、 ラ ンス〜溶鋼表面間距離 Gを 35 00mmと し、 3300Nm3ZHrの送酸速度で、 真空排気開始 1分後から 4 分間実施した。 この時のキヤビティ 一深さ Lは 205mm 、 浸漬部下端 〜真空槽内溶鋼表面までの距離は Nは 1400mm、 浸漬部下端〜真空槽 外溶鋼表面までの距離 (浸漬深さ) Hは 450mm であった。 底吹き Ar は 500N1ノ分と し、 A1は 4分間の吹酸昇熱の間に 1 分おきに投入し 、 合計の投入量は 450kg であった。 この結果、 40°Cの昇温が 98.2% の着熱効率で達成できた。 その後、 距離 Hを 230mm と し Arを 750N1Z分まで上昇させ 1.5分 間にわたって攪拌し、 槽内の A1203 系スラグを完全に真空槽外へ流 出させた。
上記処理により昇温した後、 真空度を 200ΤΟΓΓ と し、 バーナー加 熱をしつつ合金を添加し成分調整をした。 距離 Nを 4500議にて LPG 流量 : 120Nm3/Hr、 酸素流量 : 120Nm3ZHrで 5分間の加熱を実施し た。 その結果、 成分調整中の温度低下は 2 °Cにすぎなかった。 産業上の利用可能性
本発明により、 処理初期の高い炭素濃度域で、 脱炭効率が高く地 金付着が無い酸素の供給が可能となったため、 効率的に極低炭素領 域までの脱炭素精鍊を可能となるとともに、 熱効率の高い A1昇熱が 可能となり、 さ らに、 ランスからキャ リアーガスとともに脱硫精鍊 剤を供給することで、 効率的な脱硫精鍊が可能となったので、 溶鋼 の精鍊方法と して極めて工業的効果が大きい。

Claims

請 求 の 範 囲 '
1 . 転炉出鋼溶鋼を直胴型真空精鍊装置で精鍊する方法であって
、 下記工程よりなる :
前記直胴型真空精鍊装置の取鍋内に転炉出鋼の炭素含有量 0. 1 重 量%以下の溶鋼を装入すること ;
前記取鍋内の溶鋼に、 前記精鍊装置の真空槽の開放下端部を所定 深さ浸漬して該真空槽の浸漬部を構成すること ;
前記真空槽の槽内空間部を 105〜195Torr の真空度に保持するこ と ;
前記取鍋の底部より溶鋼撹拌用ガスを吹き込むこと ;
前記真空槽内に、 該真空槽の天蓋の揷入孔を通して昇降自在に設 けた上吹きラ ンスから酸素ガスを送酸して前記真空槽内の溶鋼表面 に 150〜 400mm の深さのキヤビティ ーを形成して前記溶鋼を吹酸脱 炭すること。
2 . 前記真空槽の浸漬部下端と該真空槽内溶鋼表面との間の距離 を 1. 2〜 2 mの範囲に保持する請求の範囲 1記載の方法。
3 . 前記吹酸脱炭処理の後に、 吹酸脱炭期の真空槽浸漬部下端と 真空槽外溶鋼の表面との間の距離 Hに対し、 0. 2 H〜 0. 6 Hの距離 だけ前記真空槽浸漬部を上昇させる請求の範囲 1 または 2記載の方 fi。
4 . 転炉出鋼溶鋼を直胴型真空精鍊装置で精鍊する方法であって 下記工程からなる :
前記直胴型真空精鍊装置の取鍋内に転炉出鋼の溶鋼を装入するこ と ;
前記取鍋内の溶鋼に、 前記精鍊装置の真空槽の開放下端部を所定 深さ浸漬して該真空槽の浸漬部を構成すること ; 前記真空槽の槽内空間部を 100〜300To r r め真空度に保持するこ と ;
前記取鍋の底部より溶鋼撹拌用ガスを吹き込むこと ;
前記真空槽内に A 1含有合金を装入すること ;
前記真空槽内に、 該真空槽の天蓋の揷入孔を通して昇降自在に設 けた上吹きランスから酸素ガスを送酸して、 前記溶鋼中に溶解した 前記 A 1含有合金を燃焼して該溶鋼を加熱すること。
5 . 前記真空槽内の溶鋼表面に 50〜 400mm の深さのキヤビティ一 を形成する請求の範囲 4記載の方法。
6 . 前記真空槽の浸漬部下端と該真空槽内溶鋼表面との間の距離 を 1. 2〜 2 mの範囲に保持する請求の範囲 4 または 5記載の方法。
7 . 前記 A 1含有合金の燃焼期の後に、 A 1含有合金の燃焼期の真空 槽浸漬部下端と真空槽外溶鋼表面との間の距離 Hに対し、 0. 2 H〜 0. 6 Hの距離だけ前記真空槽浸漬部を上昇させる請求の範囲 4〜 6 に記載の方法。
8 . 転炉出鋼溶鋼を直胴型真空精鍊装置で精鍊する方法であって 、 下記工程よりなる :
前記直胴型真空精鍊装置の取鍋内に転炉出鋼の溶鋼を装入するこ と ;
前記取鍋内の溶鋼に、 前記精鍊装置の真空槽の開放下端部を所定 深さ浸漬して該真空槽の浸漬部を構成すること ;
前記真空槽の槽内空間部を 120〜400To rr の真空度に保持して、 脱硫剤をキヤ リアガスとともに、 前記真空槽の天蓋の揷入孔を通し て昇降自在に設けた上吹きラ ンスから前記真空槽内の溶鋼に吹込み 、 かつ前記取鍋の低部より溶鋼攪拌用ガスを吹込み、 前記溶鋼を脱 硫 る しと。
9 . 前記脱硫剤を吹込むキヤ リ アガスの溶鋼表面到達速度を 10 m / 秒〜マッハ 1 の範囲とする請求の範囲の範囲 8記載の方法。
10. 前記真空槽の浸漬部下端と該真空槽内溶鋼表面との間の距離 を 1. 2〜 2 mの範囲に保持する請求の範囲 8又は 9記載の方法。
1 1. 転炉出鋼溶鋼を直胴型真空精鍊装置で精鍊する方法であつて 、 下記工程よりなる。
前記直胴型真空精鍊装置の取鍋内に転炉出鋼の溶鋼を装入するこ と ;
前記取鍋内の溶鋼に、 前記精鍊装置の真空槽の開放下端部を所定 深さ浸漬して該真空槽の浸漬部を構成すること ;
前記真空槽の槽内空間部を 100〜400To r r の真空度にして、 前記 真空槽の天蓋の揷入孔を通して昇降自在に設けた上吹きランスから 酸素ガスと炭化水素系助燃ガスを前記真空槽内の溶鋼表面に吹付け 、 該溶鋼を加熱すること。
12. 前記上吹きラ ンスの先端と前記真空槽内の溶鋼表面との間の 距離を 3. 5〜9. 5 mとする請求の範囲 1 1記載の方法。
13. 転炉出鋼溶鋼を直胴型真空精鍊装置で精鍊する方法であつて 、 下記工程よりなる :
前記直胴型真空精鍊装置の取鍋内に転炉出鋼の炭素含有量 0. 1 重 量%以下の溶鋼を装入すること ;
前記取鍋内の溶鋼に、 前記精鍊装置の真空槽の開放下端部を所定 深さ浸漬して該真空槽の浸漬部を構成すること ;
前記真空槽の槽内空間部を 100〜300To r r の真空度に保持するこ と ;
前記取鍋の底部より溶鋼撹拌用ガスを吹き込むこと ;
前記真空槽内に A 1含有合金を装入すること ;
前記真空槽内に、 該真空槽の揷入孔を通して昇降自在に設けた上 吹きランスから酸素ガスを送酸して前記溶鋼中に溶解した前記 A 1含 有合金を燃焼して該溶鋼を加熱すること ;
次いで、 前記真空槽内に、 該真空槽の真空度を 105〜195To r r に 保持して該真空槽内に前記上吹きランスから酸素ガスを送酸し、 前 記真空槽内の加熱された溶鋼の表面に 150〜 400mm の深さのキヤ ビ ティーを形成して前記溶鋼を吹酸脱炭すること ;
次いで、 前記槽内空間部を Ι Ο ΟΤΟ Γ Γ 以下の高真空度に保持して脱 炭処理した溶鋼に脱ガス処理を施すこと。
14. 前記真空槽内に前記上吹きラ ンスから酸素ガスを送酸し、 前 記溶鋼中に溶解した前記 A 1含有合金を燃焼して該溶鋼を加熱するに 際し、 前記真空槽内の溶鋼表面に 50〜 400mm の深さのキヤビティ一 を形成する請求の範囲 13記載の方法。
15. 前記溶鋼の吹酸脱炭処理を施す前に、 A 1含有合金の燃焼期の 、 真空槽の浸漬部下端と真空槽外溶鋼の表面との間の距離 Hに対し 、 0. 2 H〜 0. 6 Hの距離だけ前記真空槽浸漬部を上昇させる請求の 範囲 13または 14記載の方法。
16. 前記 A 1含有合金の燃焼による溶鋼加熱処理および吹酸脱炭処 理を施す際に、 前記真空槽の浸漬部下端と該真空槽内溶鋼表面との 間の距離を 1. 2〜 2 mの範囲に保持する請求の範囲 13〜 15記載の方
17. 転炉出鋼溶鋼を直胴型真空精鍊装置で精鍊する方法であつて 下記工程からなる :
前記直胴型真空精鍊装置の取鍋内に転炉出鋼の溶鋼を装入するこ と ;
前記取鍋内の溶鋼に、 前記精鍊装置の真空槽の開放下端部を所定 深さ浸漬して該真空槽の浸漬部を構成すること ;
前記真空槽の槽内空間部を 100〜300To r r の真空度に保持するこ と ; 前記取鍋の底部より溶鋼攪拌用ガスを吹込むこと ;
前記真空槽内に A 1含有合金を装入し、 前記真空槽の天蓋の揷入孔 を通して昇降自在に設けた上吹きラ ンスから酸素ガスを送酸して前 記溶鋼中に溶解した該 A 1含有合金を燃焼し、 該溶鋼を昇温せしめる こと ;
前記真空槽内空間部を Ι Ο ΟΤΟ Γ Γ 以下の高真空度に保持して昇温し た溶鋼に脱水素処理を施すこと ;
前記真空槽の槽内空間部を 120〜400To r r の真空度にして、 脱硫 剤をキャ リ アガスとともに、 前記上吹きランスから前記真空槽内の 溶鋼に吹込み、 かつ前記取鍋の低部より溶鋼攪拌用ガスを吹込み、 前記溶鋼を脱硫すること。
18. 前記真空槽の浸漬部下端と該真空槽内溶鋼表面との間の距離 を 1. 2〜 2 mの範囲に保持する請求の範囲 17記載の方法。
1 9. 前記高真空度脱ガス処理に移行する前に、 A 1含有合金の燃焼 期の真空槽の浸漬部下端と真空槽外溶鋼表面との間の距離 Hに対し 、 0. 2 H〜0. 6 Hの距離だけ前記真空槽の浸漬部を上昇させる請求 の範囲 17または 18記載の方法。
20. 前記真空槽内に前記上吹きラ ンスから酸素ガスを送酸し、 前 記溶鋼中に溶解した前記 A 1含有合金を燃焼して該溶鋼を加熱するに 際し、 前記真空槽内の溶鋼表面に 50〜 400mm の深さのキヤ ビティ一 を形成する請求の範囲 1 7記載の方法。
2 1. 転炉出鋼溶鋼を直胴型真空精鍊装置で精鍊する方法であって 下記工程からなる :
前記直胴型真空精鍊装置の取鍋内に転炉出鋼の炭素含有量 0. 1 重 量%以下の溶鋼を装入すること ;
前記取鍋内の溶鋼に、 前記精鍊装置の真空槽の開放下端部を所定 深さ浸潰して該真空槽の浸漬部を構成すること ; 前記真空槽の槽内空間部を 100〜300To r r の真空度に保持するこ と ;
前記取鍋の底部より溶鋼撹拌用ガスを吹込むこと ;
前記真空槽内に A 1含有合金を装入すること ;
前記真空槽内に、 該真空槽の天蓋の揷入孔を通して昇降自在に設 けた上吹きランスから酸素ガスを送酸して、 前記溶鋼中に溶解した 前記 A 1含有合金を燃焼して前記溶鋼を加熱すること ;
次いで、 前記真空槽の槽内空間部を 105〜195To r r の真空度に保 持して該真空槽内に前記上吹きランスから酸素ガスを送酸し、 前記 真空槽内の加熱された溶鋼の表面に 150〜400πιπι の深さのキヤ ビテ ィーを形成して前記溶鋼を吹酸脱炭すること ;
次いで、 前記槽内空間部を l OOTo rr 以下の高真空度に保持して脱 炭処理した溶鋼に脱ガス処理を施すこと ;
次いで、 前記真空槽の槽内空間部を 120〜400To r r の真空度にし て、 脱硫剤をキャ リアガスとともに、 前記上吹きランスから前記真 空槽内の溶鋼に吹込み、 前記溶鋼を脱硫すること ;
次いで、 前記真空槽の槽内空間部を 100〜400To r r の真空度にし て、 前記上吹きランスから酸素ガスと炭化水素系助燃ガスを前記真 空槽内の脱硫処理した溶鋼の表面に吹付け、 該溶鋼を加熱すること
22. 前記 A 1含有合金の燃焼による溶鋼加熱処理、 吹酸脱炭処理ま たは脱硫処理を施す際に、 前記真空槽の浸漬部下端と該真空槽内溶 鋼表面との距離を 1. 2〜 2 mの範囲に保持する請求の範囲 21記載の 方法。
23. 前記酸素ガスと炭化水素系助燃ガスの燃焼による溶鋼加熱処 理を施す際に
前記上吹きランスの先端部と前記真空槽内の溶鋼表面との間の距 離を 3.5〜9.5 mの範囲に保持する請求の範囲 21または 22記載の方
24. 前記溶鋼の吹酸脱炭処理を施す前に、 A1含有合金の燃焼期の 真空槽浸漬部下端と真空槽外溶鋼表面との間の距離 Hに対し、 0.2 H〜 0.6Hの距離だけ前記真空槽浸漬部を上昇させる請求の範囲 21 〜23に記載の方法。
25. 前記真空槽内に前記上吹きラ ンスから酸素ガスを送酸し、 前 記溶鋼中に溶解した前記 A1含有合金を燃焼して該溶鋼を加熱するに 際し、 前記真空槽内の溶鋼表面に 50〜400ππη の深さのキヤビティ一 を形成する請求の範囲 21記載の方法。
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