CN102272337A - 粒状铁的制造方法 - Google Patents

粒状铁的制造方法 Download PDF

Info

Publication number
CN102272337A
CN102272337A CN201080004143XA CN201080004143A CN102272337A CN 102272337 A CN102272337 A CN 102272337A CN 201080004143X A CN201080004143X A CN 201080004143XA CN 201080004143 A CN201080004143 A CN 201080004143A CN 102272337 A CN102272337 A CN 102272337A
Authority
CN
China
Prior art keywords
iron
consolidated block
block thing
ferric oxide
fixed carbon
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Pending
Application number
CN201080004143XA
Other languages
English (en)
Inventor
杉山健
伊东修三
津下修
菊池晶一
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Kobe Steel Ltd
Original Assignee
Kobe Steel Ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Kobe Steel Ltd filed Critical Kobe Steel Ltd
Publication of CN102272337A publication Critical patent/CN102272337A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/10—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
    • C21B13/105—Rotary hearth-type furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0046—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes making metallised agglomerates or iron oxide
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0073—Selection or treatment of the reducing gases
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/10—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
    • Y02P10/134—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Manufacture Of Iron (AREA)

Abstract

一种粒状铁的制造方法，将由含有含氧化铁物质和碳质还原剂的原料混合物形成的块状化物装入铺设有炭材的炉床上，通过加热该块状化物来还原熔融该块状化物中的氧化铁而制造粒状铁，其特征为，将所述炉内的所述块状化物的温度设定为1200℃～1500℃的范围，将所述块状化物被加热时的气氛气体的标准状态的氧分压设定为2.0×10-13atm以上，将所述炉内的所述气氛气体的线速度设定为4.5cm/秒以上。

Description

粒状铁的制造方法
技术领域
本发明涉及将由含有含氧化铁物质和碳质还原剂的原料混合物形成的块状化物装入铺设有炭材的炉床，加热该块状化物，从而还原熔融该块状化物中的氧化铁而制造粒状铁的方法。
背景技术
目前正在开发由含有铁矿石或氧化铁等氧化铁源(以下，有时称为含氧化铁物质)和碳质还原剂的原料混合物，获得粒状金属铁的直接还原制铁法。在该制铁法中，将原料混合物装入加热炉的炉床上，在炉内利用加热燃烧炉的气体传热及辐射热对原料混合物进行加热，由此用碳质还原剂将原料混合物中的氧化铁还原为还原铁，使该还原铁接着进行浸碳·熔融，在与以后副生的炉渣分离并凝集成粒状之后，使其冷却凝固而获得粒状的金属铁。该制铁法不需要高炉等大规模的设备，不需要焦炭等资源方面的灵活性也高，因此，最近实用化研究盛行。但是，要以工业上的规模实施该制铁法，有许多包括操作稳定性及安全性、经济性、粒状铁(制品)的品质等必须进一步改善的课题。
由上述直接还原制铁法获得的粒状铁向电气炉及转炉那样的现有的制钢设备输送作为铁源使用，因此对于其品质而言，希望减少杂质元素的含量。另外，为了提高作为铁源的通用性，希望粒状铁中的碳含量尽可能在不超过限度的范围。
本申请人以提高粒状金属铁的品质为目标，在专利文献1中提出有将Fe纯度提高到94质量％以上，并且将C量调整为1.0～4.5质量％的粒状铁。该粒状铁还将S量调整为0.20质量％以下、将Si量调整为0.02-0.5质量％、将Mn量调整为不足0.3质量％。但是，对于调整粒状铁的P量这一点在专利文献1中未公开。其理由为，正如高炉内的化学反应机构内氧化铁的还原过程中的磷的行为已经明确的那样，来自被还原物(即，原料)的磷在还原性气氛中大致全部残留于还原物(即，金属铁)中，不向副生的炉渣移动，因此，认为要降低用专利文献1中公开的制铁法获得的粒状铁的磷量，需要降低原料中所含的磷量，及/或对粒状铁实施进一步的脱磷处理的任一种。
近年来，铁矿石的品质有低下倾向，开采的铁矿石中所含的磷量增大。因此，提供磷量少的原料日益困难。但是，对用专利文献1公开的制铁法获得的粒状铁实施进一步的脱磷处理而降低其磷量的方法导致成本上升。
专利文献
专利文献1：(日本)特开2002-339009号公报
发明内容
本发明是鉴于这种状况而开发的，其目的在于提供一种能够制造粒状铁的方法，将由含有含氧化铁物质和碳质还原剂的原料混合物形成的块状化物装入铺设有炭材的炉床上，加热该块状化物，从而还原熔融该块状化物中的氧化铁，制造磷含量少的粒状铁。
本发明的一方面提供一种粒状铁的制造方法，将由含有含氧化铁物质和碳质还原剂的原料混合物形成的块状化物装入铺设有炭材的炉床上，通过加热该块状化物来还原熔融该块状化物中的氧化铁，制造粒状铁，其中，将所述炉内的所述块状化物的温度设定为1200℃～1500℃的范围，将所述块状化物被加热时的气氛气体的标准状态中的氧分压设定为2.0×10- 13atm以上，将所述炉内的所述气氛气体的线速度设定为4.5cm/秒以上。
本发明的目的、特征、方式及优点，通过以下详细的说明及附图可以更明白。
附图说明
图1：图1是表示在不同的氧分压下的气体线速度和脱磷率的关系的图；
图2：图2是表示气体线速度和脱磷率的关系的图；
图3：图3是表示氧分压和脱磷率的关系的图；
图4：图4是表示直到取出的时间和脱磷率的关系的图；
图5：图5是表示与原料混合物混合的碳质还原剂中所含的固定碳量和脱磷率的关系的图。
具体实施方式
将由含有含氧化铁物质和碳质还原剂的原料混合物形成的块状化物装入铺设有炭材的炉床上，通过加热该块状化物使该块状化物中的氧化铁还原熔融而制造粒状铁的冶金工序，通常在还原性气氛中进行。其理由为，在氧化性气氛中进行该工序的情况下，在块状化物的加热中块状化物中含有的氧化铁的还原停滞，不能以高回收率获得还原铁。另一方面，在还原气氛中进行该工序的情况下，进行氧化铁的还原。但是，通过使还原铁在还原气氛中熔融，还原铁中含有的磷几乎不向还原时副生的炉渣移动，而滞留于还原铁熔融获得的粒状铁中。结果获得含磷量多的粒状铁。要使粒状铁的含磷量降低，需要将得到的粒状铁供给例如电炉，进一步实施脱磷处理。
在以1200～1500℃的高温还原熔融上述块状化物的情况下，在块状化物中的氧化铁被还原期间，来自碳质还原剂的还原性气体从块状化物的内部活跃地释放，但是，在氧化铁的还原大致结束，还原铁熔融而分离为粒状铁和副生炉渣期间，几乎不发生还原性气体。因此，本发明者认为还原铁熔融而分离为粒状铁和副生炉渣期间的粒状铁的成分组成极大地受到气氛气体的成分组成的影响。于是，本发明者考虑，若适当地控制还原铁熔融而分离为粒状铁和副生炉渣期间的气氛气体，是否能够调整粒状铁的成分组成，并对此进行了反复认真地研究。结果，本发明者发现，只要
(I)将所述块状化物装入铺设有炭材的炉床上，进行加热使该块状化物达到1200℃～1500℃的范围，并且，
(II)将在加热块状化物时的气氛气体的标准状态的氧分压设定为2.0×10-13atm以上，
(III)将所述炉内的所述气氛气体的线速度设定为4.5cm/秒以上，则在还原铁的熔融时，可以使还原铁中含有的磷向还原时副生的炉渣移动，可以制成含磷量少的粒状铁，从而完成了本发明。
以下，按照制造粒状铁的顺序说明本发明。
(I)作为块状化物，准备将含有含氧化铁物质和碳质还原剂的原料混合物成块而制成的块状化物。
作为上述含氧化铁物质，例如可以使用铁矿石、砂铁、非铁制炼残渣等。作为上述碳质还原剂，例如可以使用含碳物质，具体而言，可以使用煤炭及焦炭等。
另外，在上述原料混合物中，作为其它的成分，可以混合粘合剂、MgO供给物质、CaO供给物质等。作为粘合剂，例如可以使用多糖类(例如，小麦粉等淀粉等)等。作为MgO供给物质，例如可以使用从MgO粉末、天然矿石及海水等中抽取的含Mg物质，或碳酸镁(MgCO3)等。作为CaO供给物质，可以使用例如生石灰(CaO)及石灰石(主成分为CaCO3)等。
上述块状化物的形状没有特别的限定。例如，可以采用粒状及块状等。块状化物的大小也没有特别的限定。从操作方面考虑，粒径(最大径)优选50mm以下，优选5mm左右以上。粒径大时，向粒下部的传热变差生产性低下，另外，造粒效率也变差。因此，优选50mm以下。
在炉床上，铺设有用于还原块状化物的炭材。该炭材成为块状化物中含有的碳不足时的碳供给源，并且，作为炉床保护材发挥作用。
在炉床上铺设的炭材推荐使用最大粒径为2mm以下的。使用最大粒径为2mm以下的炭材，能够抑制熔融的炉渣流落到炭材的间隙。其结果，防止熔融炉渣到达炉床表面，侵蚀炉床。炭材的最大粒径的下限值例如优选0.5mm左右。通过使用最大粒径的下限值为0.5mm左右的炭材，能够抑制块状化物钻入炭材层中。结果能够防止加热速度变小，生产性低下。优选炭材在炉床上铺设例如1～5mm左右的厚度。
而且，将准备的块状化物装入铺设了炭材的炉床上，以块状化物的温度达到1200～1500℃的方式进行加热，还原熔融原料混合物中的氧化铁。块状化物的温度优选为1250℃以上。通过设定为1250℃以上，除了能够缩短粒状铁和炉渣的熔融时间之外，还能够促进炉渣和粒状铁的分离，能够获得铁纯度高的粒状铁。另一方面，优选块状化物的温度为1450℃以下。通过设定为1450℃以下，加热炉的构造不会变复杂，另外，也能够抑制热效率的降低。从加热炉的构造及能量利用的观点考虑，优选以低温制造作为目的的金属铁熔核。作为炉内的加热装置使用燃烧炉的情况下，通过控制该燃烧炉的燃烧条件，能够调整块状化物的温度。本发明使用的炉的种类没有特别的限定。例如可以使用加热炉及移动炉床式炉。作为移动炉床式炉，例如可以使用转动炉床式炉。
(II及III)将加热块状化物时的气氛气体的标准状态中的氧分压设定为20×10-13atm以上，将该气体线速度设定为4.5cm/秒以上。本发明者进行了各种实验，结果判明了通过使还原铁在若干氧化性环境中熔融，还原铁中含有的磷被氧化，该磷成为炉渣，结果粒状铁的磷含量减少。具体而言，在气氛气体的氧分压不足2.0×10-13atm、或气体线速度不足4.5cm/秒时，块状化物的表面附近的气氛气体中含有的氧化性气体量不足，因此，不能促进粒状铁的脱磷。由此，将加热块状化物时的气氛气体的标准状态的氧分压设定为2.0×10-13atm以上，气体线速度设定为4.5cm/秒以上。
气氛气体的标准状态中的氧分压优选2.8×10-13atm以上。氧分压变得越高，越能够促进粒状铁的脱磷。但是，氧分压过高时，粒状铁进一步氧化，使铁纯度(金属化率)下降。由此，标准状态的氧分压优选4.8×10- 13atm以下，更优选4.0×10-13atm以下。
炉内的气氛气体的线速度优选5cm/秒以上。气体线速度越大越能够促进粒状铁的脱磷。但是，气体线速度过大时，粒状铁再氧化，铁的回收率下降。因此，气体线速度优选13.5cm/秒以下，更优选9cm/秒以下。
所谓加热块状化物时的气氛气体意思是块状化物的表面附近的气氛气体。所谓块状化物的表面附近意思是距块状化物的表面50mm高度的区域。多数情况下，炉内的气氛气体的氧分压和气体线速度在炉的下方(炉床附近)和上方(天井附近)不同，因此，对于对块状化物的氧化还原反应产生影响的块状化物的表面附近的气氛气体，需要规定上述氧分压和气体线速度。
加热块状化物时的气氛气体的氧分压可以通过采样块状化物的表面附近的气氛气体、分析气体组成而算出。气氛气体的线速度可以使用皮特管等进行测定。
气氛气体的氧分压例如通过调整供给燃烧炉的氧气量、或调整供给燃烧炉的燃料的量及空气比等、或调整还原性气体的吹入等能够控制。气氛气体的线速度例如通过调整供给燃烧炉的气体量、或调整燃烧炉的吹入角度、或改变天井的高度能够控制。
以气氛气体的氧分压和气体线速度最晚在还原铁开始熔融的时刻以后成为上述范围的方式进行调整。因为粒状铁的成分组成与固体还原时相比更受熔融时的气氛气体组成的影响。
优选在原料混合物中含有的氧化铁开始熔融之前，将加热块状化物时的气氛气体的线速度控制为5.4cm/秒以下(包括0cm/秒)，在开始熔融之后，将加热块状化物时的气氛气体的线速度控制为4.5cm/秒以上。直到氧化铁开始熔融的期间，在块状化物内还原反应活跃进行，因此，即使改变炉内的气氛气体的组成也难以使块状化物内、块状化物的表面附近的气氛气体的组成变化。另一方面，随着固体还原完成而向铁的浸碳开始，铁的熔点降低开始熔融。在铁开始熔融时，几乎不从块状化物产生气体，因此，铁的组成受到炉内的气氛气体组成很大影响。因此，优选在氧化铁开始熔融之前、开始熔融之后分别适当地控制加热块状化物时的气氛气体的线速度。另外，原料混合物中含有的氧化铁开始熔融之前的气氛气体的氧分压优选设定为2.8×10-13atm以下。
在这样的本发明中，优选控制在氧化铁开始熔融之前和开始熔融之后的气氛气体的氧分压和气体线速度，但是，在作为加热炉使用移动炉床炉的情况下，例如，也可以从炉内的天井垂下隔板将炉内分为多个区域，在各区域控制气氛气体的氧分压及气体线速度。
如上述，只要适当控制还原熔融时的气氛气体的氧分压和气体线速度，在还原气氛中就能够比还原熔融时更有效地促进粒状铁的脱磷，就能够制造含磷量少的粒状铁。
在本发明中，优选将原料混合物中混合的碳质还原剂中所含的固定碳量设定为以百分率计相对于用于还原含氧化铁物质中含有的氧化铁的必要的固定碳量为98质量％～102质量％的范围内。其理由是因为，在碳质还原剂中所含的固定碳量以百分率计相对于用于还原氧化铁必要的固定碳量不足98质量％时，碳不足，如后述即使还原性气体(CO气体)从铺设于炉床上的炭材上冒出，氧化铁的还原也不充分。碳质还原剂中所含的固定碳量相对于用于还原氧化铁的必要的固定碳量以百分率计优选98质量％以上，更优选98.5质量％以上。但是，在碳质还原剂中所含的固定碳量过剩时，在还原结束后也与气氛气体反应而还原性气体(CO气体)从块状化物继续冒出。因此，如后述那样，还原铁熔融时的氧分压变低，还原铁的脱磷率低下。因此，碳质还原剂中所含的固定碳量相对于用于还原氧化铁的必要的固定碳量优选以百分率计为102质量％以下，更优选101质量％以下。
在本发明中，特别推荐将碳质还原剂中所含的固定碳量调整为相对于用于还原氧化铁必要的固定碳量稍微不足。其理由是因为，认为在碳质还原剂中所含的固定碳量不足时，粒状铁的还原不充分，但是，在本发明中，块状化物位于炭材上，因此，氧化铁的未还原部分被铺设于炉床上的炭材还原。
即，块状化物中含有的氧化铁(FeOx)通过碳质还原剂中含有的碳(C)和铺设于炉床上的炭材基于下述(1)式及(2)式的还原反应进行还原，成为粒状铁。
FeOx+xCO→Fe+xCO2    ···(1)
FeOx+xC→Fe+xCO    ···(2)
而且，本发明者进行了各种实验，结果判明在(1)式的FeOx进行a摩尔反应，(2)式的FeOx进行b摩尔反应时，以下述(3)式所示的比例进行还原反应。即，该(3)式表示1个碳原子还原的氧气原子的数量。认为FeOx的还原中，利用碳(C)的直接还原占整体的38％左右，利用还原气体(CO气体)的间接还原占整体的72％左右。
1.0≤1+a/(a+b)≤1.5    ···(3)
将为了还原氧化铁中所含的1个氧原子而必要的碳原子设定为1个而计算时的碳量，例如将碳质还原剂少一些配合于原料混合物中，因此，即使稍微不足，块状化物中的氧化铁也能够充分还原。
另外，通过将碳质还原剂中所含的固定碳量相对于为了还原氧化铁而必要的固定碳量调整为稍微不足，从而还原时能够使副生炉渣中所含的氧化铁(FeO)更多地生成，能够促进还原铁在熔融时的脱磷反应。由此，碳质还原剂中所含的固定碳量相对于用于还原氧化铁需要的固定碳量以百分率计优选100质量％以下。
用于还原氧化铁必要的固定碳量只要基于原料混合物的成分组成算出即可。
另外，要使熔融的粒状铁和炉渣分离，需要使粒状铁的熔点下降，因此，在粒状铁中浸入碳而含有3质量％左右的碳。但是，使原料混合物中混合的碳质还原剂中所含的固定碳量相对于用于还原氧化铁的必要固定碳量稍微不足时，粒状铁中所含的固定碳量不足，因此，不能够使粒状铁熔融。因此，只要在炉床上铺设炭材，使在该炭材中所含的固定碳量比为了还原氧化铁而必要的固定碳量过剩，就能够增加向粒状铁供给的固定碳量，就能够将熔融的粒状铁和炉渣分离。
优选以铺设于炉床上的炭材中所含的固定碳量相对于用于还原氧化铁必要的固定碳量以百分率计为2质量％～5质量％的范围的方式进行调整。铺设于炉床上的炭材的种类没有特别的限定。例如，可以使用作为上述碳质还原剂使用的含碳物质。
在本发明中，优选上述块状化物以在氧化铁还原时副生的炉渣的碱度成为1.0～1.6范围的方式调整原料混合物的组成。其理由为，在炉渣的碱度不足1.0时，还原铁熔融时的脱磷反应不进行，不能降低粒状铁的P含量。因此，优选碱度为1.3以上，更优选1.4以上。但是，炉渣的碱度变得过高时，炉渣的熔点变得过高，在还原铁熔融时炉渣不进行熔融，粒状铁和炉渣的分离性恶化。结果粒状铁中卷入炉渣，粒状铁的品质低下。因此，优选碱度为1.6以下。
另外，所谓炉渣的碱度为由炉渣中含有的CaO量和SiO2量算出的值[(CaO)/(SiO2)]。
实施例
下面，通过实施例更详细地说明本发明。下述实施例没有限定本发明的性质，在适合前·后述的宗旨的范围也可以实施适当的变更，这些都包含在本发明的技术范围内。
在本实施例中，在实验室制作由含有含氧化铁物质和碳质还原剂的原料混合物形成的各块状化物，而且，将各块状化物装入铺设有炭材的加热炉的炉床，再通过加热该块状化物而使块状化物中的氧化铁还原熔融来制造各粒状铁。使这时的块状化物的成分组成及还原熔融条件进行各种变化。具体如下。
作为含氧化铁物质，使用了磷含量少的铁矿石(n)和磷含量大的铁矿石(hpb)这两种。下表1表示铁矿石(n)和铁矿石(hpb)的成分组成。作为碳质还原剂，使用磷含量少的煤炭(p)和磷含量多的煤炭(b)这两种。下表2表示煤炭(p)和煤炭(b)的成分组成。
向下表1分别表示的铁矿石和下表2表示的煤炭中混合添加物，制作粒径为18～20mm的各粒状块状化物(供试验材料)。混合的添加物作为粘合剂添加了小麦粉及MgO和CaO等。供试验材料的混合组成(秤量值的百分率)如下表3所示。
下表3表示相对于为了还原氧化铁而必要的固定碳量，配合在原料混合物中的碳质还原剂中所含的固定碳量的百分率目标值。另外，下表3表示还原时副生的炉渣的碱度的目标值。
下表4表示供试验材料的成分组成。下表4中的供试验材料(1)为含低磷的颗粒，供试验材料(2)～(5)为含高磷的颗粒。
将下表4所示的供试验材料装入铺设有各种炭材的炉床的炉内，通过加热来还原熔融原料混合物中的氧化铁，而且，在粒状铁和炉渣完全分离的时刻将生成物取出到冷却区域，制造各粒状铁。装入炉内的各供试验材料设定为30个。在炉床上，铺满最大粒径为2mm以下的无烟碳130g作为炭材。炭材可保护炉床，因此在周围大量铺设。
装入炉内的供试验材料使用设置于炉内的发热器进行加热以使供试验材料的温度成为1450℃。
在炉内，将加热供试验材料时的气氛气体的线速度(供试验材料附近的气氛气体的线速度)控制在1.35～20.27cm/秒的范围内，并且，将加热供试验材料时的气氛气体的氧分压(供试验材料附近的气氛气体的氧分压)控制在0～5.057×10-13atm范围内。下表5或表6表示气体线速度和氧分压。气体线速度为标准状态的值。
气体线速度由供给气体量、炉内的试样设置部的截面积算出。另外，氧分压按如下的顺序算出。
碳的燃烧反应用下述(4)式表示，该反应的标准生成自由能量ΔF用下述(5)式表示。
C(石墨)+O2(g)＝CO2(g)    ···(4)
ΔF＝-94640+0.05×T(cal/mol)   ···(5)
另一方面，该反应的标准生成自由能量ΔF使用二氧化碳气体在气氛气体中所占的分压PCO2、氧气气体在气氛气体中所占的分压PO2，以下述(6)式表示。
ΔF＝-RT×log(PCO2/PO2)   ···(6)
在1450℃为绝对温度时，
1450(℃)+273＝1723(K)
因此，1450℃的气氛气体的二氧化碳气体分压和氧分压的关系由上述(5)、(6)式表示如下。
-94640+0.05×1723＝-4.575×1723×log(PCO2/PO2)
log(PCO2/PO2)＝11 995
PCO2/PO2＝9.887×1011
在此，通过测定二氧化碳气体在气氛气体中所占的分压，
例如，在被测定PCO2＝0.5的情况下，作为氧气气体在气氛气体中所占的分压，可得
PO2＝5.0571×10-13
下表5、表6表示获得的粒状铁的成分组成、生成粒状铁时副生的炉渣的成分组成。另外，在下表5、表6所示的粒状铁的成分组成中，Fe量表示从整体(100质量％)中减去合金元素和杂质量的计算值。
另外，在表6中，No.30表示比炉渣和粒状铁分离结束的时刻早1分钟取出粒状铁的结果，No.31表示从炉渣和粒状铁分离结束的时刻开始保持3分钟后，从炉内取出粒状铁的结果。除了表5和表6中的No.30和No.31之外的试样，表示在从炉渣和粒状铁分离结束时刻开始经过1分钟时从炉内取出粒状铁的结果。
在测定供试验材料的中心部温度时，在比炉渣和粒状铁分离结束早1分钟的时刻为约1300℃(No.30)，在从炉渣和粒状铁分离结束后经过了1分钟时为约1400℃，在从炉渣和粒状铁分离结束的时刻开始保持了3分钟后为约1450℃(No.31)。
另外，在从比炉渣和粒状铁分离结束早1分钟的时刻到炉渣和粒状铁分离结束后保持了3分钟的时刻之间，供试验材料附近的CO2气体分率大致一定。另一方面，认为在比炉渣和粒状铁分离结束早1分钟的时刻，可看到或多或少的CO气体从供试验材料冒出，但是，在炉渣和粒状铁分离部分性地结束的时刻以后，未看到CO气体从供试验材料冒出。
基于供试验材料的成分组成和粒状铁的成分组成，用下述式算出脱磷率。
Figure BDA0000074542080000111
图1表示基于表4、表5的数据，在不同的氧分压下的气体线速度和脱磷率的关系。图1中，符号◇表示氧分压为0atm的结果，符号▲表示氧分压为1.011×10-13atm的结果，符号×表示氧分压为1.517×10-13atm的结果，符号○表示氧分压为3.034×10-13atm的结果，符号■表示氧分压为5.057×10-13atm的结果。
从图1可看出，在气氛气体中含有氧气的情况下，将加热供试验材料时的气氛气体的线速度设定得越大，脱磷率越高。而且可知，例如在气体线速度5.41cm/秒的供试验材料(3)中，通过将气氛气体的氧分压自1.517×10-13atm增加到3.034×10-13atm，提高脱磷率，在同一供试验材料及同一气体线速度下，使气氛气体的氧分压增加时，脱磷率提高。另外，在气氛气体的氧分压为0atm(即，氮气体环境中)的情况下，脱磷率不受气体线速度的影响。在气体线速度不足5cm/秒而较小时，与气氛气体的氧分压为1.517×10-13atm的情况下相比，脱磷率的结果逆转，但是，这些被认为是磷的分析误差及试样偏差的影响。
从以上的结果可知，要提高脱磷率，有效的是将气体线速度和气氛气体的氧分压设定为规定值以上的大小。
下面，图2表示关于表6表示的氧分压为3.034×10-13atm的结果中No.24、25、32的气体线速度和脱磷率的关系。比较图2和上述图1可知，即使供试验材料中含有的磷量变化，氧分压一定的情况下，随着气体线速度变大，脱磷率变高。未图示的例如从No.2、4、6可知也同样。
下面，图3表示关于表6表示的气体线速度为5.41cm/秒的结果中的No.25、27、28、29的氧分压和脱磷率的关系。从图3可知，在气体线速度为一定的情况下，随着氧分压变大，脱磷率变高。另外可知，在氧分压直到1.517×10-13atm的情况下，脱磷率几乎不变化。从未图示的例如No.3、4、5也可知，在气体线速度一定的情况下，随着氧分压变大脱磷率变高。
下面，表6所示的氧分压为3.034×10-13atm、气体线速度为5.41cm/秒的结果中，对于No.25、30、31将直到取出粒状铁的时间和脱磷率的关系示于图4。图4中，将还原铁熔融后炉渣和粒状铁完全分离的时刻设定为0分，其表示使从该时刻到从炉内取出与炉渣分离的粒状铁的时间变化时的脱磷率的变化。从图4可知，在炉渣和粒状铁分离之后，如在该状态继续加热，则脱磷率低下。
在图4中，脱磷率最高的为取出时间为“-1分钟”的情况，该“-1分”意思是在炉渣和粒状铁分离前从炉内取出，是在实际操作中不能采用的条件。
接着，表6中所示的结果中关于No.21、22、25，将原料混合物中配合的碳质还原剂所含的固定碳量和脱磷率的关系示于图5。从图5可知，相对于为了还原氧化铁而需要的固定碳量，使在原料混合物中配合的碳质还原剂所含的固定碳量稍微不足地含有，脱磷率更高。
另一方面，可知在原料混合物中混合的碳质还原剂中所含的固定碳量相对于用于还原氧化铁的必要的固定碳量，以百分率计含有超过102质量％时，脱磷率更低。认为这是在熔融还原铁的过程中，还原性气体的冒出量变多，因此，损害了增大气体线速度带来的效果。
另外，从No.22的结果可知，即使相对于用于还原供试验材料中所含的氧化铁的必要的固定碳量，将原料混合物中混合的碳质还原剂中所含的固定碳量设定得稍微不足，通过将铺设于炉床上的炭材中所含的碳量调整至相对于用于还原氧化铁的必要的固定碳量为2～5质量％的范围，进行了脱磷后残留的氧化铁也可被铺设在炉床上的炭材稳定地还原。
[表1]
Figure BDA0000074542080000131
[表2]
Figure BDA0000074542080000132
[表3]
Figure BDA0000074542080000133
[表4]
Figure BDA0000074542080000141
[表5]
Figure BDA0000074542080000142
[表6]
以上，如详述的那样，本发明的一方面是将由含有氧化铁的物质和含有碳质还原剂的原料混合物形成的块状化物装入铺设有炭材的炉床上，通过加热该块状化物来还原熔融该块状化物中的氧化铁而制造粒状铁，其中，将所述炉内的所述块状化物的温度设定为1200℃～1500℃的范围，将加热所述块状化物时的气氛气体的标准状态中的氧分压设定为2.0×10- 13atm以上，将所述炉内的所述气氛气体的线速度设定为4.5cm/秒以上。
在本发明中，在将气氛气体的氧分压和气体线速度控制为上述条件的状态下，使还原后的块状化物熔融，因此，能够使还原铁中所含的磷向还原时副生的炉渣移动。结果还原铁熔融得到的粒状铁含有的磷量变少。
在上述粒状铁的制造方法中，优选以将所述碳质还原剂中所含的固定碳量设定为相对于用于还原所述氧化铁的必要的固定碳量以百分率计成为98质量％～102质量％的范围的方式，调整所述原料混合物的组成。由此，氧化铁的还原反应更活跃地进行，得到磷含量更少的粒状铁。
在上述粒状铁的制造方法中，优选以在所述氧化铁还原时副生的炉渣的碱度成为1.0～1.6的范围的方式调整所述原料混合物的组成。由此，脱磷反应该快速地进行，得到磷含量更少的粒状铁。
在上述粒状铁的制造方法中，优选将所述碳质还原剂中所含的固定碳量设定成相对于用于还原所述氧化铁的必要的固定碳量以百分率计为98质量％～100质量％的范围内。由此，碳质还原剂中所含的固定碳量相对于用于还原氧化铁的必要固定碳量稍微不足，能够使还原时副生炉渣中所含的氧化铁(FeO)量大量生成。结果进一步促进还原铁在熔融时的脱磷反应，因此，能够使还原铁的脱磷率进一步上升。
在上述粒状铁的制造方法中，优选在所述氧化铁开始熔融之前，将所述气氛气体的线速度设定为5.4cm/秒以下(包括0cm/秒)，在所述氧化铁开始熔融之后，将所述气氛气体的线速度设定为4.5cm/秒以上。在直到氧化铁开始熔融的期间以及熔融开始之后，通过分别调整加热块状化物时的气氛气体的线速度，从而直到氧化铁开始熔融，在块状化物内的还原反应都活跃地进行，另一方面，在熔融开始之后，能够使铁的熔融稳定地进行。
在上述粒状铁的制造方法中，优选将在所述炉床上铺设的炭材中所含的固定碳量设定成相对于用于还原所述氧化铁的必要的固定碳量以百分率计为2质量％～5质量％的范围，并且，将所述炭材的最大粒径设定为2mm以下。由此，增加向粒状铁供给的固定碳量，能够分离熔融的粒状铁和炉渣，并且，能够防止熔融的炉渣流落在炭材的间隙而侵蚀炉床。
产业上利用的可能性
如使用本发明的粒状铁的制造方法，能够稳定地制造含磷量少的粒状铁。

Claims (6)

1.一种粒状铁的制造方法，将由含有含氧化铁物质和碳质还原剂的原料混合物形成的块状化物装入铺设有炭材的炉床上，加热该块状化物，从而还原熔融该块状化物中的氧化铁而制造粒状铁，其特征在于，
将所述炉内的所述块状化物的温度设定为1200℃～1500℃的范围，将所述块状化物被加热时的气氛气体的标准状态下的氧分压设定为2.0×10-13atm以上，将所述炉内的所述气氛气体的线速度设定为4.5cm/秒以上。
2.根据权利要求1所述的制造方法，其中，以使所述碳质还原剂中所含的固定碳量以百分率计相对于用于还原所述氧化铁的必要固定碳量为98质量％～102质量％范围的方式，调整所述原料混合物的组成。
3.根据权利要求1所述的制造方法，其中，以使所述氧化铁的还原时副生的炉渣的碱度成为1.0～1.6范围的方式，调整所述原料混合物的组成。
4.根据权利要求1所述的制造方法，其中，将所述碳质还原剂中所含的固定碳量设定为以百分率计相对于用于还原所述氧化铁的必要固定碳量为98质量％～100质量％范围。
5.根据权利要求1所述的制造方法，其中，在所述氧化铁开始熔融之前，将所述气氛气体的线速度设定为0cm/秒～5.4cm/秒，在所述氧化铁开始熔融之后，将所述气氛气体的线速度设定为4.5cm/秒以上。
6.根据权利要求1～5中任一项所述的制造方法，其中，将在所述炉床上铺设的炭材中所含的固定碳量设定为以百分率计相对于用于还原所述氧化铁的必要固定碳量为2质量％～5质量％范围，并且，将所述炭材的最大粒径设定为2mm以下。
CN201080004143XA 2009-01-23 2010-01-15 粒状铁的制造方法 Pending CN102272337A (zh)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2009-013378 2009-01-23
JP2009013378 2009-01-23
PCT/JP2010/050373 WO2010084822A1 (ja) 2009-01-23 2010-01-15 粒状鉄の製造方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN102272337A true CN102272337A (zh) 2011-12-07

Family

ID=42355876

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201080004143XA Pending CN102272337A (zh) 2009-01-23 2010-01-15 粒状铁的制造方法

Country Status (7)

Country Link
US (1) US20110265603A1 (zh)
JP (1) JP2010189762A (zh)
CN (1) CN102272337A (zh)
AU (1) AU2010207300B2 (zh)
CA (1) CA2745763A1 (zh)
RU (1) RU2484145C2 (zh)
WO (1) WO2010084822A1 (zh)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106414778A (zh) * 2014-05-15 2017-02-15 株式会社神户制钢所 粒状金属铁的制造方法
CN107614710A (zh) * 2015-05-28 2018-01-19 株式会社神户制钢所 还原铁的制造方法

Families Citing this family (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP5408369B2 (ja) * 2012-01-19 2014-02-05 Ｊｆｅスチール株式会社 溶銑の予備処理方法
JP2013209748A (ja) * 2012-02-28 2013-10-10 Kobe Steel Ltd 還元鉄塊成物の製造方法
JP6250482B2 (ja) * 2014-06-13 2017-12-20 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄の製造方法
KR20240090639A (ko) * 2021-11-30 2024-06-21 제이에프이 스틸 가부시키가이샤 금속철의 제조 방법
JP7476871B2 (ja) 2021-11-30 2024-05-01 Ｊｆｅスチール株式会社 金属の製造方法
JP7476872B2 (ja) 2021-11-30 2024-05-01 Ｊｆｅスチール株式会社 金属の製造方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH11217615A (ja) * 1997-11-27 1999-08-10 Kobe Steel Ltd 還元鉄の製造方法
JP2001181719A (ja) * 1999-12-24 2001-07-03 Kawasaki Steel Corp 金属含有物からの還元金属の製造方法
US6270552B1 (en) * 1997-09-30 2001-08-07 Kawasaki Steel Corporation Rotary hearth furnace for reducing oxides, and method of operating the furnace
JP2001323310A (ja) * 2000-05-15 2001-11-22 Kobe Steel Ltd 還元鉄製造方法
JP2002030319A (ja) * 2000-06-28 2002-01-31 Midrex Internatl Bv 粒状金属鉄の製法
JP2007246970A (ja) * 2006-03-15 2007-09-27 Jfe Steel Kk 移動型炉床炉の操業方法

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
BR9704633B1 (pt) * 1996-01-26 2012-02-07 método de operação de forno vertical com uma tubagem fornecida em uma superfìcie da parede do dito forno vertical.
SK125398A3 (en) * 1996-03-15 1999-05-07 Kobe Steel Ltd Method and apparatus for making metallic iron
JP3845893B2 (ja) * 1996-03-15 2006-11-15 株式会社神戸製鋼所 金属鉄の製法
JP3513832B2 (ja) * 1997-09-30 2004-03-31 Ｊｆｅスチール株式会社 移動型炉床炉の操業方法および移動型炉床炉
PE20020070A1 (es) * 2000-03-30 2002-02-05 Midrex Internat B V Metodo de producir hierro metalico y dispositivo de alimentacion de materia prima
JP4774611B2 (ja) * 2001-03-19 2011-09-14 Ｊｆｅスチール株式会社 移動型炉床炉の操業方法
JP4691827B2 (ja) * 2001-05-15 2011-06-01 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄
JP4976822B2 (ja) * 2006-11-14 2012-07-18 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄の製造方法およびその装置

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6270552B1 (en) * 1997-09-30 2001-08-07 Kawasaki Steel Corporation Rotary hearth furnace for reducing oxides, and method of operating the furnace
JPH11217615A (ja) * 1997-11-27 1999-08-10 Kobe Steel Ltd 還元鉄の製造方法
JP2001181719A (ja) * 1999-12-24 2001-07-03 Kawasaki Steel Corp 金属含有物からの還元金属の製造方法
JP2001323310A (ja) * 2000-05-15 2001-11-22 Kobe Steel Ltd 還元鉄製造方法
JP2002030319A (ja) * 2000-06-28 2002-01-31 Midrex Internatl Bv 粒状金属鉄の製法
JP2007246970A (ja) * 2006-03-15 2007-09-27 Jfe Steel Kk 移動型炉床炉の操業方法

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106414778A (zh) * 2014-05-15 2017-02-15 株式会社神户制钢所 粒状金属铁的制造方法
CN107614710A (zh) * 2015-05-28 2018-01-19 株式会社神户制钢所 还原铁的制造方法

Also Published As

Publication number Publication date
RU2484145C2 (ru) 2013-06-10
JP2010189762A (ja) 2010-09-02
RU2011135038A (ru) 2013-02-27
AU2010207300B2 (en) 2013-05-09
US20110265603A1 (en) 2011-11-03
AU2010207300A1 (en) 2011-06-23
WO2010084822A1 (ja) 2010-07-29
CA2745763A1 (en) 2010-07-29

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102272337A (zh) 粒状铁的制造方法
CN102933727B (zh) 用于制备粒状金属的方法
Lee et al. Phosphorus equilibrium between hot metal and slag
CN101665871B (zh) 生产碳化钛渣的方法
CN102361992A (zh) 金属铁的制法
AU6016801A (en) Process for manufacturing molten metal iron
US4526612A (en) Method of manufacturing ferrosilicon
US20130195712A1 (en) Method for removing impurities in molten cast iron, and cast iron raw material
AU2006335814B2 (en) Method for manufacturing metallic iron
Sane et al. Enhancing Direct Reduced Iron (DRI) for Use in Electric Steelmaking
US20230049624A1 (en) Ironmaking feedstock
Pal et al. Performance assessment of CO2 treated fluxed iron oxide pellets in basic oxygen steel making process
KR100516732B1 (ko) 탄소강 제조를 위한 제강로 운전 방법
Ringdalen et al. Energy consumption during HCFeCr production at Ferbasa
Jagannath et al. Performance assessment of partially pre-fused synthetic flux in basic oxygen steel making
RU2005126707A (ru) Усовершенствованный способ плавки для получения железа
Yessengaliyev et al. Feasibility study of using with high basicity manganese ore for smelting refined ferromanganese
CN102759419A (zh) 一种高炉内热富余量的测定方法
Ahmad Melting of a new carbon–free waxed sponge iron in Electric Arc Furnace (EAF) for steelmaking
JPH10298620A (ja) 高炉への鉱石類装入方法
SE460908B (sv) Foerfarande foer raffinering av ferrokrom
JP5055794B2 (ja) 還元金属の製造方法
EP4365322A1 (en) Manganese alloy production method and production device therefor
JP5141327B2 (ja) 溶銑予備処理方法
JPH0635604B2 (ja) 高炉操業方法

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C02 Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001)
WD01 Invention patent application deemed withdrawn after publication

Application publication date: 20111207