JPH0522643B2 - - Google Patents
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- JPH0522643B2 JPH0522643B2 JP5326785A JP5326785A JPH0522643B2 JP H0522643 B2 JPH0522643 B2 JP H0522643B2 JP 5326785 A JP5326785 A JP 5326785A JP 5326785 A JP5326785 A JP 5326785A JP H0522643 B2 JPH0522643 B2 JP H0522643B2
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- slag
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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
- C21C1/00—Refining of pig-iron; Cast iron
- C21C1/02—Dephosphorising or desulfurising
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- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
- Furnace Details (AREA)
Description
(産業上の利用分野)
本発明は溶銑の脱燐スラグからPを分離回収す
る方法に関するものである。 (従来の技術) 近年、製鋼スラグの発生量の低減あるいは極低
P鋼を製造するために溶銑段階であらかじめ脱P
処理する方法が実用化されている。溶銑脱Pスラ
グは転炉スラグに較べP2O5濃度が高いと言う特
徴を有するが、燐肥に含まれるP2O5ほどではな
いので、そのまま燐肥として利用することはでき
ない。また、通常の転炉スラグは道路用材や土木
用材に一部利用されているが、脱Pスラグは
CaO/SiO2が高く、風化膨張性ないし崩壊性が
強いため、このような用途にも使用できない。 従来より、スラグの有価元素回収ならびにスラ
グを脱P再生する試みは種々なされており、例え
ば、脱Pスラグを100メツシユ以下に粉砕し、浮
遊選鉱してP2O5濃度が高い部分を分離して例え
ば燐肥として有効利用する方法(特開昭58−
61210)およびスラグのP2O5を還元処理して溶銑
にPを移行させた後、スラグを炉外へ排除して、
残つた溶鉄にソーダ灰を導入して溶鉄中のPをソ
ーダ系スラグに移行させてから炉外に排出し、こ
のソーダ系スラグを湿式処理して過リン酸石灰さ
らにはFe−P合金を得る方法(特開昭57−
177911)が開示されている。 (発明の解決しようとする問題点) しかし、前者は100メツシユ以下にスラグを破
砕する必要があり、後者は脱Pスラグから鉄溶融
浴へ、さらに脱溶融浴からソータ系スラグのPを
移行させるため工程が複雑であり、かつまた温式
回収方法のため特殊な設備が必要であり、いずれ
も能率的でない。また、得られる成品が単独のP
ではなく用途が限定される。 (問題点の解決手段) 本発明は、溶銑脱PスラグからPまたはリン酸
を単独の成品にして分離回収することを目的とす
るものであり、その要旨は次のとおりである。 溶銑脱燐処理の工程で脱PスラグのMnO含有量
が5%から12%の間となるように処理し、得られ
た溶銑脱Pスラグに炭素質還元剤を添加するとと
もに、一方、SiO2、Al2O3ならびにその化合物か
らなるPの分離促進剤を一種以上を選択的に添加
して、溶融還元処理することを特徴とする溶銑脱
PスラグからPを分離回収する方法である。 (作用) 以下、本発明の詳細について説明する。 本発明は溶銑脱Pスラグを原料とする。溶銑脱
Pスラグは熱力学的に有利な低温度で反応してい
ること、および高塩基度スラグであることなどか
ら、第1表に示すようにP2O5を多量含有すると
いう特徴がある。そこで、先ずP2O5含有量が高
い溶銑脱PスラグのPの存在形態について調査し
た。
る方法に関するものである。 (従来の技術) 近年、製鋼スラグの発生量の低減あるいは極低
P鋼を製造するために溶銑段階であらかじめ脱P
処理する方法が実用化されている。溶銑脱Pスラ
グは転炉スラグに較べP2O5濃度が高いと言う特
徴を有するが、燐肥に含まれるP2O5ほどではな
いので、そのまま燐肥として利用することはでき
ない。また、通常の転炉スラグは道路用材や土木
用材に一部利用されているが、脱Pスラグは
CaO/SiO2が高く、風化膨張性ないし崩壊性が
強いため、このような用途にも使用できない。 従来より、スラグの有価元素回収ならびにスラ
グを脱P再生する試みは種々なされており、例え
ば、脱Pスラグを100メツシユ以下に粉砕し、浮
遊選鉱してP2O5濃度が高い部分を分離して例え
ば燐肥として有効利用する方法(特開昭58−
61210)およびスラグのP2O5を還元処理して溶銑
にPを移行させた後、スラグを炉外へ排除して、
残つた溶鉄にソーダ灰を導入して溶鉄中のPをソ
ーダ系スラグに移行させてから炉外に排出し、こ
のソーダ系スラグを湿式処理して過リン酸石灰さ
らにはFe−P合金を得る方法(特開昭57−
177911)が開示されている。 (発明の解決しようとする問題点) しかし、前者は100メツシユ以下にスラグを破
砕する必要があり、後者は脱Pスラグから鉄溶融
浴へ、さらに脱溶融浴からソータ系スラグのPを
移行させるため工程が複雑であり、かつまた温式
回収方法のため特殊な設備が必要であり、いずれ
も能率的でない。また、得られる成品が単独のP
ではなく用途が限定される。 (問題点の解決手段) 本発明は、溶銑脱PスラグからPまたはリン酸
を単独の成品にして分離回収することを目的とす
るものであり、その要旨は次のとおりである。 溶銑脱燐処理の工程で脱PスラグのMnO含有量
が5%から12%の間となるように処理し、得られ
た溶銑脱Pスラグに炭素質還元剤を添加するとと
もに、一方、SiO2、Al2O3ならびにその化合物か
らなるPの分離促進剤を一種以上を選択的に添加
して、溶融還元処理することを特徴とする溶銑脱
PスラグからPを分離回収する方法である。 (作用) 以下、本発明の詳細について説明する。 本発明は溶銑脱Pスラグを原料とする。溶銑脱
Pスラグは熱力学的に有利な低温度で反応してい
ること、および高塩基度スラグであることなどか
ら、第1表に示すようにP2O5を多量含有すると
いう特徴がある。そこで、先ずP2O5含有量が高
い溶銑脱PスラグのPの存在形態について調査し
た。
【表】
その結果、Pは主に弗素アパタイト、Ca5
(PO4)3Fまたは塩素アパタイト.Ca5(PO4)3Clの
形で存在することを見出した。この脱P生成物は
P鉱石の鉱物相と同様であり、次のような還元反
応式によつてPを分離回収することが可能であ
る。 4/3Ca5(PO4)3X+6SiO2+1OC=6CaSiO3+
2/3CaX2+10CO+P4 4/3Ca5(PO4)3X+4Al2O3+1OC=5/
6CaO・Al2O3+2/5(12CaO・7Al2O3)+
2/3CaX2+10CO+P4 (ただし、X=ForClを示す) 上式から、炭素がPの還元剤、SiO2、Al2O3な
らびにその化合物がPの分離促進剤の役目を果す
ことが知られるが、反応式自体は公知のものであ
るので特に説明を必要としない。 しかしながら、脱Pスラグは鉄分を5〜15%程
度含有するので溶融還元するとPは鉄中に移行
し、元素リンの回収が実質的に困難となる。そこ
で、本発明者は溶鉄のPの溶解度に及ぼす元素の
影響に着目して、溶鉄脱Pスラグを対象に種々の
溶融還元実験を行ないPの挙動を調査し、次のよ
うな新知見を得た。 すなわち、上記反応式に準じて溶銑脱Pスラグ
に適正量の炭素質還元剤とSiO2、Al2O3ならびに
その化合物からなるPの分離促進剤を添加して溶
融還元処理すると脱PスラグのPは85〜98%が分
離除去されて、Pは溶鉄中ならびに排ガス中に移
行する。しかして、溶鉄中のP含有量はMn含有
量の影響を強くうけ、Mn含有量が高いほどPの
溶解度が低下し、ガス化するP分が増大する。 さらに溶鉄のMn含有量は溶銑脱Pスラグの
MnO含有量によつてほぼ定まるので、溶銑脱P
スラグのMnO含有量とPのガス化率
(ガス化分のP/トータルP×100)との間に、第1図
に示す ような関係があることが判明した。MnO含有量
が低いと溶鉄のMn含有量が低くなりPの溶解度
が増大する。一方、MnO含有量が高すぎるとP
の溶解度低下よりも溶鉄量増加の影響が強くなり
溶鉄に移行するP分が増加し、Pのガス化率が低
下することを示している。 本発明は、この新しい知見を利用して溶銑脱P
スラグから単独のPもしくはリン酸を分離、回収
する方法である。溶銑脱PスラグのMnO含有量
を適正な値とすることにより、溶融還元処理にお
けるPのガス化率を高めることを特徴とする。溶
融還元によつて分離された排ガス中の元素リンは
例えば次のような方法で回収することができる。 (1) 分離したP4ガスを密閉の非酸化性雰囲気で
補集し、電気収塵または適当な乾式収塵装置を
経由してから、50〜60℃の温水スプレーで冷却
し、液状の黄リンとして回収する。 (2) 分離したP4ガスは空気もしくは酸素で酸化
燃焼させて5酸化燐(P2O5)とし、これを水
に溶解するとリン酸(H3PO4)になるので、
これを回収する。 当然のことながら溶融還元においてPのガス化
率が低いとPの回収率が低下する。第1図より、
50%以上のPのガス化率が得られるのは溶銑脱P
スラグのMnO含有量が5%〜12%の範囲にある
ことがわかる。このことから、本発明は溶銑脱P
スラグのMnO含有量を5%〜12%の範囲に限定
したが、さらに好ましくは7%〜10%がよい。ま
た、溶銑脱PスラグのMnO含有量は脱P処理行
程で酸化剤にMn鉱石を使用することで調節でき
るが、Mn鉱石を使用しない場合は通常MnO含有
量が低いので溶融還元処理に際してMn鉱石を添
加してもよい。 一般に、脱Pスラグを常温から昇熱、溶融、還
元するには装入原料1トン当り40〜50万Kcalと
大量のエネルギーを必要とする。スラグ溶解には
電気炉が適しているが、電力費が高いため採算性
がしばしば問題になる。本発明は原料の溶銑脱P
スラグを500℃以上または溶融状態の高温度で溶
融還元炉に装入することを開示する。熱計算によ
りエネルギー配分をみると、原料スラグの昇熱溶
解が約45%、副原料の昇熱、溶解が約32%、Fe、
Mn、Pの還元熱が約23%を占めていることが知
られる。そこで、脱Pスラグの顕熱利用を狙い脱
Pスラグ排出後の温度推移の測定を行なつた。ス
ラグ6Tを鉄製容器に排出した場合、スラグの中
心部温度は、排出直後で1100〜1200℃、5時間経
過後で1020〜1150℃、10時間経過後で1000〜1100
℃を示し温度低下が小さいことが確認できた。ス
ラグ排出量、輸送時間などの操業変動を勘案して
も脱Pスラグを500℃以上で溶融還元炉に装入す
ることは十分可能である。一方装入温度が500℃
以下になると顕熱利用効果が小さい。また、溶銑
脱Pの条件如何によつては脱Pスラグを溶融状態
で排出する場合もあるが、溶融状態で装入すれば
顕熱利用の効果が一層大きいことは当然である。
脱Pスラグの装入温度を500℃以上または溶融状
態とすることにより、スラグの溶融還元処理のエ
ネルギーが15〜43%低減できる。 (実施例) 次に本発明の実施例について説明する。 容量500KVAの電気炉を用いて第2表に示す組
成の溶銑脱Pスラグを第3表の配合によつて溶融
還元処理した。成品スラグのP2O5%、脱P率、
地鉄のP%および排ガス中に移行したPのガス化
率を第4表に示す。
(PO4)3Fまたは塩素アパタイト.Ca5(PO4)3Clの
形で存在することを見出した。この脱P生成物は
P鉱石の鉱物相と同様であり、次のような還元反
応式によつてPを分離回収することが可能であ
る。 4/3Ca5(PO4)3X+6SiO2+1OC=6CaSiO3+
2/3CaX2+10CO+P4 4/3Ca5(PO4)3X+4Al2O3+1OC=5/
6CaO・Al2O3+2/5(12CaO・7Al2O3)+
2/3CaX2+10CO+P4 (ただし、X=ForClを示す) 上式から、炭素がPの還元剤、SiO2、Al2O3な
らびにその化合物がPの分離促進剤の役目を果す
ことが知られるが、反応式自体は公知のものであ
るので特に説明を必要としない。 しかしながら、脱Pスラグは鉄分を5〜15%程
度含有するので溶融還元するとPは鉄中に移行
し、元素リンの回収が実質的に困難となる。そこ
で、本発明者は溶鉄のPの溶解度に及ぼす元素の
影響に着目して、溶鉄脱Pスラグを対象に種々の
溶融還元実験を行ないPの挙動を調査し、次のよ
うな新知見を得た。 すなわち、上記反応式に準じて溶銑脱Pスラグ
に適正量の炭素質還元剤とSiO2、Al2O3ならびに
その化合物からなるPの分離促進剤を添加して溶
融還元処理すると脱PスラグのPは85〜98%が分
離除去されて、Pは溶鉄中ならびに排ガス中に移
行する。しかして、溶鉄中のP含有量はMn含有
量の影響を強くうけ、Mn含有量が高いほどPの
溶解度が低下し、ガス化するP分が増大する。 さらに溶鉄のMn含有量は溶銑脱Pスラグの
MnO含有量によつてほぼ定まるので、溶銑脱P
スラグのMnO含有量とPのガス化率
(ガス化分のP/トータルP×100)との間に、第1図
に示す ような関係があることが判明した。MnO含有量
が低いと溶鉄のMn含有量が低くなりPの溶解度
が増大する。一方、MnO含有量が高すぎるとP
の溶解度低下よりも溶鉄量増加の影響が強くなり
溶鉄に移行するP分が増加し、Pのガス化率が低
下することを示している。 本発明は、この新しい知見を利用して溶銑脱P
スラグから単独のPもしくはリン酸を分離、回収
する方法である。溶銑脱PスラグのMnO含有量
を適正な値とすることにより、溶融還元処理にお
けるPのガス化率を高めることを特徴とする。溶
融還元によつて分離された排ガス中の元素リンは
例えば次のような方法で回収することができる。 (1) 分離したP4ガスを密閉の非酸化性雰囲気で
補集し、電気収塵または適当な乾式収塵装置を
経由してから、50〜60℃の温水スプレーで冷却
し、液状の黄リンとして回収する。 (2) 分離したP4ガスは空気もしくは酸素で酸化
燃焼させて5酸化燐(P2O5)とし、これを水
に溶解するとリン酸(H3PO4)になるので、
これを回収する。 当然のことながら溶融還元においてPのガス化
率が低いとPの回収率が低下する。第1図より、
50%以上のPのガス化率が得られるのは溶銑脱P
スラグのMnO含有量が5%〜12%の範囲にある
ことがわかる。このことから、本発明は溶銑脱P
スラグのMnO含有量を5%〜12%の範囲に限定
したが、さらに好ましくは7%〜10%がよい。ま
た、溶銑脱PスラグのMnO含有量は脱P処理行
程で酸化剤にMn鉱石を使用することで調節でき
るが、Mn鉱石を使用しない場合は通常MnO含有
量が低いので溶融還元処理に際してMn鉱石を添
加してもよい。 一般に、脱Pスラグを常温から昇熱、溶融、還
元するには装入原料1トン当り40〜50万Kcalと
大量のエネルギーを必要とする。スラグ溶解には
電気炉が適しているが、電力費が高いため採算性
がしばしば問題になる。本発明は原料の溶銑脱P
スラグを500℃以上または溶融状態の高温度で溶
融還元炉に装入することを開示する。熱計算によ
りエネルギー配分をみると、原料スラグの昇熱溶
解が約45%、副原料の昇熱、溶解が約32%、Fe、
Mn、Pの還元熱が約23%を占めていることが知
られる。そこで、脱Pスラグの顕熱利用を狙い脱
Pスラグ排出後の温度推移の測定を行なつた。ス
ラグ6Tを鉄製容器に排出した場合、スラグの中
心部温度は、排出直後で1100〜1200℃、5時間経
過後で1020〜1150℃、10時間経過後で1000〜1100
℃を示し温度低下が小さいことが確認できた。ス
ラグ排出量、輸送時間などの操業変動を勘案して
も脱Pスラグを500℃以上で溶融還元炉に装入す
ることは十分可能である。一方装入温度が500℃
以下になると顕熱利用効果が小さい。また、溶銑
脱Pの条件如何によつては脱Pスラグを溶融状態
で排出する場合もあるが、溶融状態で装入すれば
顕熱利用の効果が一層大きいことは当然である。
脱Pスラグの装入温度を500℃以上または溶融状
態とすることにより、スラグの溶融還元処理のエ
ネルギーが15〜43%低減できる。 (実施例) 次に本発明の実施例について説明する。 容量500KVAの電気炉を用いて第2表に示す組
成の溶銑脱Pスラグを第3表の配合によつて溶融
還元処理した。成品スラグのP2O5%、脱P率、
地鉄のP%および排ガス中に移行したPのガス化
率を第4表に示す。
【表】
【表】
【表】
成品スラグのP2O5=0.07〜0.69%、脱P率=88
〜98%、地鉄中のP含有量=1.8〜3.4%でPのガ
ス化率=74〜88%の結果を得た。溶銑脱Pスラグ
から単独にPもしくはリン酸を効率よく分離、回
収できることが明らかである。 (発明の効果) 以上、詳述した如く、本発明はP2O5の含有量
が高い溶銑脱Pスラグから有価成分のPを効率よ
く分離、回収する実質的方法を提供するものであ
る。しかして、Pを分離、回収した処理後の溶銑
脱Pスラグは精錬用フラツクスに再生できる。
〜98%、地鉄中のP含有量=1.8〜3.4%でPのガ
ス化率=74〜88%の結果を得た。溶銑脱Pスラグ
から単独にPもしくはリン酸を効率よく分離、回
収できることが明らかである。 (発明の効果) 以上、詳述した如く、本発明はP2O5の含有量
が高い溶銑脱Pスラグから有価成分のPを効率よ
く分離、回収する実質的方法を提供するものであ
る。しかして、Pを分離、回収した処理後の溶銑
脱Pスラグは精錬用フラツクスに再生できる。
第1図は溶銑脱PスラグのMnO含有量と、脱
Pスラグの溶融、還元において排ガス中に移行す
るPのガス化率との関係を示すグラフである。
Pスラグの溶融、還元において排ガス中に移行す
るPのガス化率との関係を示すグラフである。
Claims (1)
- 1 溶銑脱燐処理の工程で脱PスラグのMnO含
有量が5%から12%の間となるように処理し、得
られた溶銑脱燐クラグに炭素質還元剤を添加する
とともに、一方、SiO2、Al2O3ならびにその化合
物からなるPの分離促進剤を一種以上を選択的に
添加して、溶融還元処理することを特徴とする溶
銑脱燐クラグからPを分離回収する方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP5326785A JPS61215204A (ja) | 1985-03-19 | 1985-03-19 | 溶銑脱燐スラグから燐を分離回収する方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP5326785A JPS61215204A (ja) | 1985-03-19 | 1985-03-19 | 溶銑脱燐スラグから燐を分離回収する方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS61215204A JPS61215204A (ja) | 1986-09-25 |
| JPH0522643B2 true JPH0522643B2 (ja) | 1993-03-30 |
Family
ID=12937983
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP5326785A Granted JPS61215204A (ja) | 1985-03-19 | 1985-03-19 | 溶銑脱燐スラグから燐を分離回収する方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS61215204A (ja) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2014017499A1 (ja) | 2012-07-25 | 2014-01-30 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 人工燐鉱石の製造方法 |
Families Citing this family (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP4913023B2 (ja) * | 2007-11-28 | 2012-04-11 | 新日本製鐵株式会社 | スラグの製造方法 |
| JP5667374B2 (ja) * | 2010-04-01 | 2015-02-12 | 株式会社神鋼環境ソリューション | 製鋼スラグからのリン酸回収方法 |
| CN110484686A (zh) * | 2019-08-19 | 2019-11-22 | 华北理工大学 | 一种转炉熔渣脱磷方法以及冶炼方法 |
-
1985
- 1985-03-19 JP JP5326785A patent/JPS61215204A/ja active Granted
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2014017499A1 (ja) | 2012-07-25 | 2014-01-30 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 人工燐鉱石の製造方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS61215204A (ja) | 1986-09-25 |
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Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| LAPS | Cancellation because of no payment of annual fees |