JPH02211997A - 潜弧溶接用溶融型フラックスの製造方法 - Google Patents

潜弧溶接用溶融型フラックスの製造方法

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JPH02211997A
JPH02211997A JP3197989A JP3197989A JPH02211997A JP H02211997 A JPH02211997 A JP H02211997A JP 3197989 A JP3197989 A JP 3197989A JP 3197989 A JP3197989 A JP 3197989A JP H02211997 A JPH02211997 A JP H02211997A
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Abstract

(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。

Description

【発明の詳細な説明】 [産業上の利用分野] 本発明は、FeO及びPの含有量が低い、潜弧溶接用溶
融型フラックスを経済的に製造する方法に関するもので
あり、特にFeO及びPの含有量が高い低品位Mn鉱石
をフラックス原料として使用する場合であっても製品フ
ラックス中のFeO及びP含有量を低減することが可能
であると共に、該フラックス製造時の電極原単位や炉材
原単位並びに電力原単位や時間原単位等を大幅に改善す
ることのできた潜弧溶接用溶融型フラックスの製造方法
に関するものである。
[従来の技術] 潜弧溶接用溶融型フラックスは、通常珪石、アルミナ、
石灰、蛍石、ルチ=ル、Mn鉱石等の原料°を、カーボ
ンペーストやカーボンブロック等のカーボン質炉材で内
張すした溶解炉へ投入し、黒鉛質電極を使用して通電・
溶解することによって製造されている。尚上記原料の他
、溶融型フラックス原料としては原料費の低減を目的と
して高炉スラグやシリコンマンガンスラグ等の製鋼分野
における廃材の活用が盛んに行なわれている。しかるに
これらの廃材は概して3分の高いものが多く、その結果
5分の高いスラグを形成し、ひいては溶融型フラックス
中の3分を高める原因になつている、このような8分を
除去するには下記(1)式に示すような酸化反応に期待
せねばならず、Mn鉱石添加の目的の1つはここにある
(S ) + 2 M n O2−2M n O+ S
 O2f・・・(1) しかるに近年Mn鉱石の原料事情が悪化するにつれて高
品位Mn鉱石の価格が高騰すると共に、その入手自体が
困難になりつつある。その影響で低品位Mn鉱石の使用
を余儀なくされているが、低品位Mn鉱石には潜弧溶接
用溶融型フラックスにとって有害な鉄酸化物(Fed)
や燐酸化物が多量に含有されており、問題となっている
。そこで低品位Mn鉱石を原料にして溶融型フラックス
を製造する場合には、溶解工程でFeOやPを除去する
必要があり、通常、溶湯温度を上昇させてカーボン電極
や炉材カーボンが還元剤として作用するのを待って鉄酸
化物のメタル化や燐酸化物の還元、及び該還元によって
生じた燐のメタル中への吸収をうながし、メタルを炉床
へ沈降させ、フラックス溶融物と分離することによって
除去している。
上記溶解方法によって有害不純物の少ない溶融型フラッ
クスを製造することができる様になったが、この方法で
は溶湯温度を上昇させるのに多大の電力や時間を要する
という欠点があり、且つ炉材や電極の消耗が激しく製品
コストは非常に高いものとなる。
[発明が解決しようとする課題] 本発明はこうした事情に着目してなされたものやあって
、低品位Mn鉱石を使用した場合において、比較的低い
溶湯温度でもFeOやPの還元除去を達成することがで
き、電力原単位や時間原単位を低減すると共に炉材や電
極の消耗を抑え得るような潜弧溶接用溶融型フラックス
の製造方法を提供することを目的とするものである。
[課題を解決する為の手段] しかして上記目的を達成した本発明方法とは、潜弧溶接
用溶融型フラックスを製造するに当たり、フラックス原
料100重量部に対して粒径0.149〜1.68mm
のカーボン物質をC換算で1〜3重量部添加すると共に
、溶解電流(A)と溶解電圧(V)の比(A/V)を2
6以上に設定して溶解する点に要旨を有するものである
[作用] 本発明においては、低品位Mn鉱石等に由来するFeO
やP等の不純物を溶解工程で還元除去する手段として、
原料中へ還元剤としてコークス等のカーボン物質を添加
する。即ち還元剤として作用する炭素源物質を電極や炉
材のみに頼るのではなく、原料中に積極的に添加するこ
とによって還元反応を促進させ、低い溶解温度でも不純
物を十分に還元除去し得るように構成したものである。
ところでフラックス溶解炉には、粉塵や炉内発生ガスを
吸引除去する目的で集塵設備が一般に設けられており、
操業はマイナスの炉内圧で行なわれることが多いが、原
料が一度に多量に投入された場合には瞬間的なガス発生
量も多くなり、炉内圧がプラスになることもある。この
ような条件下で溶解炉へコークス粉等のカーボン物質を
添加するとカーボン物質が集塵設備へ吸引され、結果的
に還元剤不足が起こって不純物を十分に除去できない事
態が発生する。又炉内圧がプラスの状態ではカーボン物
質が出湯口等から炉外へ吹き出し作業環境が著しく悪化
することもある。そこで本発明者等は、カーボン物質の
粒度について検討を重ねた結果、粒径を0.149mm
以上にすれば集塵設備にも影響されずに還元剤として有
効利用し得ることを見出した。一方粒径が大きくなりす
ぎると製品フラックス中にカーボン物質のまま残留して
溶接ビードへのカーボン物質の巻き込みを生じ、局部的
に溶接金属中のカーボン濃度が高くなって溶接割れが発
生する。従ってカーボン物質の粒径は一定の大きさより
小さくする必要がある。ところで溶解炉で溶融された溶
湯は炉を傾動することによっていったん取鍋へ出湯され
、取鍋でスキミングと称するのる取り作業が行なわれ、
未溶解物や還元剤として添加されたカーボン物質の未反
応分等が除去されるが、これによって十分に除去できる
のは粒度が5mm程度より大きなカーボン物質であって
、511m以下の粒度のカーボン物質等についてはフラ
ックス溶融物中に混入してしまう。そこで製品フラック
ス中に混入するカーボン物質の大きさと溶接欠陥の発生
状況との関係を詳細に調査したところ、後記実験2にも
示されるように1.68mmを超える粒径のカーボン物
質が製品フラックス中に混入した場合には溶接割れ等が
発生しやすくなることが分かった。即ち本発明では原料
中に添加するカーボン物質の粒径を0.149〜1.6
8mmとする必要がある。
次に原料中に還元剤として添加するカーボン物質の添加
量については、後記実験1にも示すように、その添加量
が1%より少ない場合には添加効果が表われず、経済性
を高めることができない、しかしながらカーボン物質添
加量が3%を超えると、還元反応が急激に進行して酸化
鉄のメタル化が著しくなり、溶湯中のFeO量を適度に
保持することが困難になる。その結果、通常、緑色系で
ある製品フラックスの外観色が脱色して灰色系になり、
商品価値が著しく損なわれることになる。またカーボン
物質添加量が過剰である場合には、未反応のカーボン物
質が多量に残存し、スキミングに長時間を要すると共に
、のるに付着して持ち出される溶湯量が多くなり、歩留
りが大幅に低下する。上記理由からカーボン物質の添加
量は1〜3%とした。
次に溶解条件については、一般に行なわれている様に溶
解電流(A)に対して溶解電圧(V)が高い条件で溶解
すると、溶湯への電極の浸漬深さが実質的に小さくなり
、溶湯表面のみに電流が流されて表面だけが加熱・溶解
状態となる。この結果、溶湯表面部が局部的に還元され
て外観は黒色から暗緑色、緑色に変化する。一方溶解工
程における出湯時期の決定は炉内溶湯を表面部からサン
プリングしてその外観色が製品フラックスのi車色に合
致した時期をもって行なわれており、上記の如く溶湯表
面部が局部的に還元される従来の溶解法では出湯時期が
早めに設定されてしまい炉内溶湯全体を十分に還元させ
ることは極めて難しい、そこで溶解電流と溶解電圧を種
々変化させて溶解条件と溶湯還元状態との関係を調査し
たところ、後記実験4(第6表)にも示されるように溶
解電流(A)と溶解電圧(V)の比(A/V)が26未
満では、溶湯表面の局部還元が進行して不純物を十分に
除去できない等の事態が発生する。
これに対しくA/V)を26以上に設定すると、電極浸
漬深さも大きくなり、溶湯全体の加熱並びに対流による
撹拌が十分に行なわれ、還元が溶湯全体に亘って進行す
る。その結果、FeO及びPの還元除去が十分に進んで
F e O−?IPの含有量が低い溶融型フラックスを
得ることができる。
本発明の基本構成は上記の通りである。尚フラックス溶
融物中に還元剤としてカーボン粉末を添加する例が、特
開昭63−188493号に示されているが、これは使
用済みフラックスの再生を目的とするものであり、また
5分の酸化除去を併せて実施する為に溶解工程を酸化期
と還元期に分けるという構成を採用しており、必然的に
溶解時間が長くなって生産コストが高くなるという欠点
をかかえている。これに対し本発明方法は、5分の酸化
除去とFeOやPの還元除去を溶解工程。
で同時進行せしめるものであり、溶解時間が短い等の特
長を有している。
ところで本発明において溶解工程でフラックス原料中の
Sを十分に除去するにはMnO,含有原料を、配合バッ
チ中の総硫黄量に対してMnO2換算で54倍以上(重
量比)添加することが望ましい。
即ち前記したように原料中の5分はMn鉱石等のMnO
,含有原料によって酸化することにより除去することが
できる。しかるに前記FeOやPの除去反応は還元反応
であり、溶解工程では酸化反応と還元反応を同時に進行
させる必要がある。
溶融型フラックス製造における3分除去方法については
先に特公昭59−22634において本出願人自身が一
方法を提示しているが、これによると原料中の5分を酸
化除去するには下記(2)式で得られる02分が原料中
の5分に対しモル比で5倍以上(重量比で27倍以上)
必要であるとされている。
MnO,−MnO+[O,・−−−−−(2)しかしな
がらこの方法は還元剤を使用しない溶解方法において成
り立つ方法であり、本発明のように還元剤としてカーボ
ン物質を添加する場合には期待通りに脱Sすることがで
きない。即ち本発明方法においては脱Sに必要な02の
一部がカーボン物質と反応して消費され、脱S反応に十
分に供給されない。従ってカーボン物質に消費される分
を見込んで十分に脱S反応を進行させるには原料中のg
S量に対してMnO2換算で54倍以上(重量比)のM
nO2含有原料を添加することが望まれる。
[実施例] 実験1 第1表に示す成分組成のフラックス原料を、従来法及び
本発明方法に従って溶解し溶融型フラックスを製造した
。得られた溶融型フラックスの成分組成及び電力原単位
等の評価を第1表に併記した。
N001は高品位Mn鉱石を使用してFeOやP等の不
純物を抑えた原料組成を採用しているので溶解後のフラ
ックス成分も特に問題がないが、溶解時の各種原単位が
全般的に高くなっている。
No、2〜12は低品位Mn鉱石を使用した例であり、
原料組成の上でFeO及びPの含有量が高い値となって
いる。No、2は従来例であるが、FeO及びPが殆ん
ど除去されていない。N003はNo、2より溶解時間
を長くした従来例であり、入熱量が多く、溶湯温度がか
なり上昇したのでカーボン電極や炉材カーボンが還元削
として作用し、溶湯の脱FeO反応及び脱P反応は進行
しているが、各原単位が大幅に高くなっており、製造コ
ストの上昇が著しい、NO,4〜12は、低品位Mn鉱
石を使用する一方で原料中ヘコークス粒を添加した例で
あり、No、4〜7にみられる如くコークス粒添加量が
1重量部より少ない場合には還元力が不十分で満足し得
る結果が得られなかった。コークス粒添加量が1〜3重
量部であるNo。
8〜10では、コークス粒添加量が増加するにつれて還
元反応が強まり、FeO及びPが十分に除去され、溶解
の各原単位も従来例よりかなり改善することができた。
また製品の外観色も満足し得るものであった。コークス
粒添加量が3重量部を超えると(No、1 t、  1
2)、各種原単位の一層の改善が可能となるが、還元速
度が早すぎる為に、フラックス中に残存するFeO量を
適切に保持することができず、この結果、製品外観色が
標準色と異なるものとなり、商品価値が低下した。
さらにこのようにコークス添加量が多いと溶解終了後の
出湯の際にも未反応のコークス粒が多量に残存し、スキ
ミング作業時間が長くなると共に作業者の肉体的負担も
増大する。さらにのるに付着して廃棄される溶湯の量も
増加し、歩留り低下をきたす。
実験2 第1表のN011のフラックスにコークス粒を少量混合
して溶接を行ない、残存コークス粒の大きさと溶接結果
の関係を調査したところ第2表に示す結果が得られた。
尚溶接は板厚16mmの軟鋼平板に対し、第3表に示す
成分組成のワイヤ(US36.4.8■φ)を使用して
ビードオンプレート溶接を行なうこととし、溶接条件は
、電流700Amp 、電圧35Volt、溶接速度6
0cm/分、溶接長600■とした。又溶接欠陥は、溶
接ビード全長のX線透過試験と、溶接ビードを等間隔で
切断した5つの断面のミクロ組織観察によって判定した
第2表に示されるように、1.88mm以下のコークス
粒を添加した場合には、コークス粒は溶接金属中に十分
に固溶拡散し、問題となる溶接欠陥は発生しなかった0
粒径が1.68〜2.hmのコークス粒を添加して溶接
を行なった場合には、残存コークス粒の溶融によって溶
接金属のカーボン濃度が局部的に高くなり、凝固割れが
発生した。さらに2.0〜3.36mmの粒径のコーク
ス粒を添加して溶接した場合には、コークス粒が溶融あ
るいは燃焼しきらず、溶接ビードにコークス粒が巻き込
まれて溶接欠陥となった。
実験3 本発明方法に従い溶融型フラックスを製造するに際し、
溶解工程で脱S、脱Fed、脱Pの各反応が同時期に進
行するか否かを調査したところ、第4表に示す結果が得
られた。フラックス原料としては原料費が最も安価にな
るように第5表に示す成分組成の高炉スラグを使用し、
組合わせ後の原料組成がMnO:30%、slo、:5
0%。
CaO: 10%、CaF*:5%となるようにMn鉱
石、珪砂、蛍石等の原料を組合せて配合した。MnO2
添加量は、二酸化マンガン系鉱石(高品位Mn鉱石)及
びその焙焼鉱石並びに珪酸マンガン系鉱石(低品位Mn
鉱石)の配合量を調節してコントロールした(第5表参
照)。
第4表に示されるように、コークス粒を添加しない従来
法では、特公昭59−22634に規定されるようにM
 n O/ Sが32.5 (27以上)であれば十分
に脱Sすることができるが、本発明方法では、MnO2
/Sが48.1でも脱Sが不十分である。しかしながら
MnO,/Sが54以上になると、製品フラックス中の
Sも0.01%以下と十分に低下しており、脱FeO反
応及び脱R反応も同時に短時間のうちに進行し、溶融型
フラックスとして満足できる品質のものが得られた。
実験4 実験1の実施例フラックス(No、9)を製造するに当
たり、溶解電流及び溶解電圧を変化させた場合の溶解条
件が溶湯り還元に及ぼす影響を調べたところ、第6表に
示す結果が得られた。
注) フラックス原料組成 コークス粒添加量: (重量%) 1.0重量部 クス原料10G (対フラン 重量部) 第6表に示される様に、A/Vが26未満では溶湯表面
部で還元が局部的に進行し、1バッチ全体の溶湯を還元
することが困難であり、満足し得る還元結果を得ること
ができなかった。これに対しA/Vが26以上である溶
解例では電極浸漬も深くなり、溶湯全体を均一に還元す
ることができ、Fed、Pの低い製品フラックスを得る
ことができた。
[発明の効果] ゛本発明は以上の様に構成されており、FeOやPの含
有量が高い低品位Mn鉱石の使用を可能ならしめると共
に、酸化反応である脱S反応と還元反応である脱Fed
、脱Pの反応を低い溶解温度下で同時に効率良く進行さ
せることができ、溶融型フラックス製造における電力原
単位9時間原車位を改善し、且つ電極や炉材の消耗を低
減することができた。
かくして高品位Mn鉱石の入手困難という問題を解決す
ると共に、安価な原料費、生産性の向上、電力、電極、
炉材等の大幅削減により製造コストを大幅に低下させる
ことに成功した。
手続ネ甫正書(自発) 平成元年 2月22日

Claims (2)

    【特許請求の範囲】
  1. (1)潜弧溶接用溶融型フラックスを製造するに当たり
    、フラックス原料100重量部に対して粒径0.149
    〜1.68mmのカーボン物質をC換算で1〜3重量部
    添加すると共に、溶解電流(A)と溶解電圧(V)の比
    (A/V)を26以上に設定して溶解することを特徴と
    する潜弧溶接用溶融型フラックスの製造方法。
  2. (2)MnO_2を含有する原料を、配合バッチ中の総
    硫黄量に対してMnO_2換算で54倍以上(重量比)
    添加する請求項(1)に記載の潜弧溶接用溶融型フラッ
    クスの製造方法。
JP3197989A 1989-02-10 1989-02-10 潜弧溶接用溶融型フラックスの製造方法 Granted JPH02211997A (ja)

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Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5946148A (ja) * 1982-09-07 1984-03-15 株式会社富士電機総合研究所 電磁式粉砕混合等処理装置

Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5946148A (ja) * 1982-09-07 1984-03-15 株式会社富士電機総合研究所 電磁式粉砕混合等処理装置

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