JP2001279315A - 粒状金属鉄の製法および該金属鉄を用いた溶鋼の製法 - Google Patents

粒状金属鉄の製法および該金属鉄を用いた溶鋼の製法

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Abstract

(57)【要約】 【課題】 酸化鉄と炭素質還元剤を含む混合物を加熱還
元して金属鉄を製造する際に、固体還元の末期以降、特
に浸炭・溶融時の金属鉄の再酸化を可及的に抑制すると
共に、副生スラグへのFeOの混入を可及的に抑えて炉
床耐火物の溶損を抑え、金属化率が高くて鉄分純度が高
くスラグフリーの粒状の金属鉄を高歩留まり効率よく連
続的に製造することのできる技術を確立すること。 【解決手段】 炭素質還元剤と酸化鉄含有物質を含む原
料成形体を、還元溶融炉内で加熱して該成形体中の酸化
鉄を固体還元し、該固体還元により生成する還元鉄に前
記炭素質還元剤中の炭素を浸炭させることによって溶融
させると共に、前記原料成形体中に含まれる脈石成分を
分離し、溶融した前記還元鉄を凝集させて粒状の金属鉄
を製造する際に、前記浸炭・溶融時における成形体近傍
の雰囲気ガスの還元度を0.5以上に維持する。

Description

【発明の詳細な説明】
【0001】
【発明の属する技術分野】本発明は、鉄鉱石等の酸化鉄
をコークス等の炭素質還元剤により加熱還元して粒状の
金属鉄を得る技術の改良に関し、簡単な処理で酸化鉄を
金属鉄にまで効率よく還元すると共に、鉄鉱石等に脈石
成分などとして混入しているスラグ形成成分をスラグと
して金属鉄から効率よく分離し、高純度の粒状金属鉄を
高収率で製造し得る様に改善された方法に関するもので
ある。
【0002】
【従来の技術】鉄鉱石や酸化鉄等の酸化鉄源を炭材や還
元性ガスにより直接還元して還元鉄を得る直接製鉄法と
しては、従来よりミドレックス法に代表されるシャフト
炉法が知られている。この種の直接製鉄法は、天然ガス
等から製造される還元性ガスをシャフト炉下部の羽口か
ら吹込み、その還元力を利用し酸化鉄を還元して金属鉄
を得る方法である。また最近では、天然ガスに代わる還
元剤として石炭等の炭材を使用する還元鉄の製造プロセ
スが注目されており、具体的には所謂SL/RN法が既
に実用化されている。
【0003】また他の方法として米国特許3,443,
931号公報には、炭材と粉状酸化鉄を混合して塊状も
しくはペレット状に成形し、ロータリーハース上で加熱
還元して還元鉄を製造するプロセスが開示されている。
【0004】これらの方法で製造された還元鉄は、その
まま或はブリケット状などに成形してから電気炉などへ
装入し、鉄源として用いられる。近年、鉄スクラップの
リサイクルが活発化するにつれて、上記方法によって得
られる還元鉄はスクラップ中に混入してくる不純物元素
の希釈材としても注目されている。
【0005】ところが従来の方法によって得られる還元
鉄には、原料として用いた鉄鉱石中の脈石成分や炭材中
の灰分などとして含まれるSiO2,Al23,CaO
等のスラグ成分が大量に混入してくるため、製品の鉄品
位(金属鉄としての純度)が低くなる。
【0006】実用化に当たっては、次工程の精錬でこれ
らのスラグ成分は分離除去されるが、スラグ量の増加は
精錬溶湯の歩留りを低下させるばかりでなく、電気炉の
操業コストを高める原因になるので、鉄品位が高くスラ
グ成分含量の少ない還元鉄が求められるが、前述の如き
従来の還元鉄の製法でこうした要求に応えるには、製造
原料として鉄品位の高い鉄鉱石を使用しなければなら
ず、実用可能な原料の選択幅を大幅に狭めることにな
る。
【0007】他方、酸化鉄を直接還元して還元鉄を得る
方法としてDIOS法などの溶融還元法も知られてい
る。この方法は、酸化鉄を予め還元率で30%程度にま
で予備還元しておき、その後、鉄浴中で炭素と直接還元
反応させることによって金属鉄にまで還元を行なう方法
であるが、この方法は、予備還元と鉄浴中での最終還元
の2工程が必要になるので作業が煩雑であり、生産性や
設備コストの点で汎用性を欠く。
【0008】他の直接還元製鉄法として特開平8−27
507号公報には、移動炉床上に脱硫剤を含む炭素質還
元剤粉と酸化鉄粉を夫々層状に重ねて敷き、これを加熱
することによって海綿鉄を得る方法を開示している。こ
の方法によれば、炭素質還元剤によって酸化鉄の還元が
行なわれると共に、石炭等の炭素質還元剤中に含まれる
硫黄分は脱硫剤に捕捉されるので、硫黄分含量の少ない
海綿鉄を得ることができ、その後の脱硫負荷も軽減され
る旨強調されている。
【0009】しかしながらこの方法では、酸化鉄源と炭
素質還元剤が直接接触しないため還元効率が低く、加熱
還元に長時間を要し、生産性の点で工業的規模の実用化
にそぐわない。しかもこの方法は、還元鉄を海綿鉄状で
得る方法であるから海綿鉄中の脈石成分が十分に分離さ
れず、還元鉄としての鉄品位が低くなる。かかる鉄品位
の低い還元鉄を電気炉等へ鉄源として供給すると、生成
スラグ量の増大によって電気炉操業性に悪影響を及ぼす
ばかりでなく、スラグへの鉄分混入による鉄分歩留りの
低下、エネルギー原単位の上昇、生産性の低下など、多
くの問題を生じてくる。しかも、使用する酸化鉄源の鉄
分含有量が低くなると上記の問題は一層顕著に現われて
くるので、低品位の酸化鉄源を実操業の原料として使用
することは殆んど不可能であり、高品位の酸化鉄源しか
使用できない。
【0010】上記の様に、スラグ成分含量の少ない金属
鉄を製造する方法の実現は、製品金属鉄としての付加価
値を高めるばかりでなく、電気炉を用いた製鉄コストの
低減、更には金属鉄製造における使用原料の選択の柔軟
性向上といった観点から極めて重要になってくる。
【0011】本発明者らはこうした状況に着目し、鉄分
含有量の高い酸化鉄はもとより鉄分含有量の比較的低い
鉄鉱石等からでも、鉄純度の高い金属鉄を簡単な処理で
効率よく得ることのできる技術の開発を期してかねてよ
り研究を進めており、その研究成果として下記の方法を
開発し、先に特開平9−256017号として提案し
た。
【0012】この方法は、炭素質還元剤と酸化鉄を含む
成形体を加熱還元して金属鉄を製造するに際し、加熱に
より酸化鉄を固体還元することにより金属鉄外皮を生成
且つ成長させ、内部に酸化鉄が実質的に存在しなくなる
まで固体還元を進め、更に加熱を続けて内部に生成する
スラグを金属鉄外皮の外側へ流出させてから金属鉄とス
ラグを分離するところに特徴を有している。
【0013】上記方法を実施するに当たっては、金属鉄
外皮の一部を溶融させることによって、内部の溶融スラ
グを金属鉄外皮外へ流出させればよく、この際、金属鉄
外皮の一部もしくは全部を溶融させるには、金属鉄外皮
内に存在する炭素質還元剤由来の炭素を金属鉄に溶解
(固溶)させること(この現象を”浸炭”ということが
ある)によって当該金属鉄外皮の融点を降下させればよ
い。
【0014】この方法によって得られる高純度の金属鉄
と生成スラグを冷却固化し、スラグを破砕すると共に粒
状に固まった金属鉄を磁選あるいは篩によって分別採取
し、あるいは加熱溶融して比重差により金属鉄とスラグ
を分離すると、金属鉄として95%程度以上、更には9
8%以上の高純度物を得ることができる。しかもこの公
開発明によれば、固体還元によって酸化鉄の還元を進め
る方法であるから、生成スラグ中の溶融FeO量を可及
的に少なくすることができ、溶融FeOに起因する処理
炉耐火物の溶損も起こり難く、設備保全の観点からして
も極めて実用性の高い技術としてその実用化が期待され
る。
【0015】上記方法の中でも、生成した金属鉄と生成
スラグを冷却固化させ、生成スラグを破砕してから磁選
あるいは篩分けにより粒状の金属鉄を得る方法は、これ
らを溶融してから比重差により分離する方法に比べて工
業的規模での実施に適していると思われる。即ち溶融分
離法では、溶融させるため高温に加熱保持しなければな
らないので、多大な熱エネルギーを要する他、両者を分
離する際に界面で溶融鉄の一部が溶融スラグ内へ巻き込
まれ、金属鉄の歩留低下を起こす恐れがあるが、破砕し
て磁選や篩分けにより粒状の金属鉄として得る方法では
熱エネルギーが不要である他、製鉄設備の規模に応じた
分離装置の設計や連続化が容易であり、更には上記の様
な鉄分ロスも最小限に抑えられるからである。
【0016】なお上記公開発明では、加熱還元工程で金
属鉄外皮が生成し、該外皮内で高度の還元性雰囲気が形
成されることによって金属化率が効率よく進行すること
が強調されているが、その後の研究によると、原料成形
体中に配合された炭素質還元剤の燃焼によって大量に発
生するCOガスにより原料成形体近傍は高度の還元性雰
囲気に維持されるため、必ずしもその様な金属鉄外皮の
形成は必須でないことを確認している。
【0017】
【発明が解決しようとする課題】本発明者らは、上記公
開発明の一層の改善を期してその後も研究を続けている
が、かかる改善技術の一つとして、特に固体還元後の浸
炭・溶融時における酸化性ガス(CO2やH2O)による
金属鉄の再酸化を抑えて金属鉄の純度および収率を更に
高めるべく、浸炭・溶融時の条件制御を主体にして研究
を進めた。
【0018】その結果、前記固体還元の進行時には原料
成形体中に含まれる多量の炭素質還元剤と酸化鉄との反
応によって発生する還元性ガス(主として一酸化炭素)
によって当該成形体近傍は高い還元性ガス雰囲気が維持
されるが、固体還元の末期、更にはその後の浸炭・溶融
時点では、発生する一酸化炭素量が減少し、加熱のため
のバーナ燃焼により排ガスとして生成する炭酸ガスや水
分などの酸化性ガス濃度が相対的に高まり、生成した還
元鉄が再酸化を受ける恐れが生じることが確認された。
【0019】従って本発明の目的は、酸化鉄と炭素質還
元剤を含む混合物を加熱還元して金属鉄を製造する際
に、固体還元の末期以降、特に浸炭・溶融時の金属鉄の
再酸化を可及的に抑制し、金属化率が高くて鉄分純度の
高い粒状の金属鉄を高歩留まりで効率よく製造すること
のできる技術を確立することにある。
【0020】また本発明の他の目的は、固体還元後の浸
炭・溶融時における溶融スラグ中のFeO濃度を可及的
に低減し、該溶融FeOによる炉床耐火物の溶損を抑え
て炉床耐火物の寿命延長を図り、設備のメンテナンス性
を高めると共に長期連続操業にも適した技術を確立する
ことにある。
【0021】
【課題を解決するための手段】上記課題を解決すること
のできた本発明にかかる製法は、炭素質還元剤と酸化鉄
含有物質を含む原料成形体を、還元溶融炉内で加熱して
該成形体中の酸化鉄を固体還元し、該固体還元により生
成する還元鉄に前記炭素質還元剤中の炭素を浸炭させる
ことによって溶融させると共に、前記原料成形体中に含
まれる脈石成分を分離し、溶融した金属鉄を凝集させて
粒状の金属鉄を製造する方法において、前記浸炭・溶融
時における成形体近傍の雰囲気ガスの還元度を0.5以
上、より好ましくは0.6以上、更に好ましくは0.7
以上に制御するところに要旨を有している。
【0022】上記方法を実施するに当たっては、少なく
とも前記原料成形体が固体還元を受けた後、浸炭して溶
融する前に、前記還元溶融炉の炉床上に炭素質の雰囲気
調整剤を装入すれば、該雰囲気調整剤により原料成形体
近傍の還元ポテンシャルが高められ、還元鉄の再酸化を
より効果的に防止することができるので好ましく、こう
した作用は、上記雰囲気調整剤として平均粒径が3mm
以下のものを使用し、且つ該雰囲気調整剤を炉床上へ7
mm程度以下の厚さで装入することによってより効果的
に発揮させることができる。
【0023】また、前記原料成形体を製造する際に、該
原料成形体中に適量の酸化カルシウム源を配合し、原料
成形体中に含まれるスラグ形成成分の塩基度(CaO/
SiO2)が0.6〜1.8の範囲となる様に調整して
やれば、生成スラグのS捕捉能を高めることができ、硫
黄分含量の少ない粒状金属鉄を得ることができるので好
ましい。
【0024】本発明を実施するに当たっては、前記還元
溶融炉として移動炉床式還元溶融炉を使用し、該還元溶
融炉として、炉床の移動方向に少なくとも2以上の区画
に仕切り、仕切られた該区画のうち、炉床移動方向上流
側は固体還元区画、炉床移動方向下流側は浸炭溶融区画
とし、これら各区画毎に温度および雰囲気ガス組成を適
正に調整すれば、上記本発明を一層効率よく遂行できる
ので好ましい。この時、好ましくは上記固体還元区画の
温度を1300〜1440℃、浸炭溶融区画の温度を1
400〜1500℃の範囲に制御すると共に、該浸炭溶
融区画の温度が固体還元区画の温度よりも50〜200
℃程度高温となる様に制御すれば、固体還元とそれに引
き続く浸炭溶融がより円滑に効率よく進行するので好ま
しい。
【0025】更にこの発明を実施するに当たっては、前
記固体還元末期における酸化鉄の還元率が80%以上
で、且つ残留炭素分で3.5%以上を確保できる様に制
御すれば、最終的に得られる金属鉄のFe純度を一段と
高め得ると共に、生成スラグへの酸化鉄の混入が一層効
果的に抑えられ、炉床耐火物の溶損を更に抑制できるの
で好ましい。
【0026】そして上記方法によって製造される金属鉄
は、そのまま鋳鉄などの原料として使用し得る他、製鋼
原料として製鋼炉へ投入し溶鋼の製造に利用できる。特
に、上記金属鉄製造設備に隣接して製鋼設備を設置して
おき、得られる金属鉄を800℃以上の温度に保って製
鋼炉へ投入し、或いは該金属鉄を一旦溶解してから製鋼
炉に投入する製鉄・製鋼一環製造システムを組むこと
は、高温で得られる金属鉄の保有熱を有効に活用できる
ので、省エネルギーの観点からも実用的に極めて有効で
ある。
【0027】
【発明の実施の形態】上記の様に本発明の製法では、鉄
鉱石や酸化鉄またはその部分還元物などの酸化鉄源(以
下、鉄鉱石等ということがある)と、コークスや石炭な
どの炭素質還元剤(以下、炭材ということがある)を含
む原料成形体を還元溶融して粒状の金属鉄を製造する際
に、該製造の末期における特に浸炭・溶融時の雰囲気条
件を適正にコントロールすることによって、還元鉄の再
酸化を防止してよりFe純度の高い粒状金属鉄の製造を
可能にすると共に、金属鉄の再酸化によるFeOの生成
を抑えて炉床耐火物の溶損を可及的に抑制したところに
特徴を有しており、以下その具体的な構成を実施例図面
を示す図面を参照しながら詳細に説明して行く。
【0028】図1〜3は本発明が適用される本発明者ら
自身が開発した回転炉床型還元溶融炉の一例を示す該略
説明図で、ドーナツ状の回転移動床を有するドーム型構
造のものを示しており、図1は概略見取図、図2は図1
におけるA−A線断面相当図、図3は、理解の便のため
図1における回転炉床の回転移動方向に展開して示す概
略断面説明図であり、図中1は回転炉床、2は該回転炉
床をカバーする炉体であり、回転炉床1は、図示しない
駆動装置により適当な速度で回転駆動できる様に構成さ
れている。
【0029】炉体2の壁面適所には複数の燃焼バーナ3
が設けられており、該燃焼バーナ3の燃焼熱およびその
輻射熱を回転炉床1上の原料成形体に伝えることによ
り、該成形体の加熱還元が行われる。図示する炉体2は
好ましい例を示したもので、炉体2内部は3枚の仕切壁
1,K2,K3で第1ゾーンZ1、第2ゾーンZ2、第3
ゾーンZ3、第4ゾーンZ4に仕切られており、該炉体2
の回転方向最上流側には回転炉床1を臨んで原料および
副原料装入手段4が配置されると共に、回転方向最下流
側(回転構造であるため、実際には装入手段4の直上流
側にもなる)には排出手段6が設けられている。
【0030】この還元溶融炉を稼動するに当たっては、
回転炉床1を所定の速度で回転させておき、該回転炉床
1上に、鉄鉱石等と炭材を含む原料成形体を装入装置4
から適当な厚さとなる様に供給していく。炉床1上に装
入された原料成形体は、第1ゾーンZ1を移動する過程
で燃焼バーナ3による燃焼熱及び輻射熱を受け、該成形
体内の炭材およびその燃焼により生成する一酸化炭素に
より該成形体中の酸化鉄は固形状態を維持した状態で加
熱還元される。その後、第2ゾーンZ2で更に加熱還元
され、ほぼ完全に還元されて生成した還元鉄は、第3ゾ
ーンZ3で更に還元性雰囲気下で加熱されることにより
浸炭して溶融し、副生するスラグと分離しながら凝集し
て粒状の金属鉄となった後、第4ゾーンZ4で任意の冷
却手段Cにより冷却されて固化し、その下流側に設けら
れた排出手段6によって順次掻き出される。この時、副
生したスラグも排出されるが、これらはホッパーHを経
た後、任意の分離手段(篩目や磁選装置など)により金
属鉄とスラグの分離が行われ、最終的に鉄分純度が95
%程度以上、より好ましくは98%程度以上でスラグ成
分含量の極めて少ない金属鉄として得ることができる。
【0031】尚この図では、第4ゾーンZ4を大気開放
型としているが、実際はできるだけ放熱を防止すると共
に炉内雰囲気調整を適切に行なうためカバーで覆い、ほ
ぼ密閉構造とすることが望ましい。またこの例では、回
転炉内を3枚の仕切壁K1,K2,K3で第1ゾーンZ1
第2ゾーンZ2、第3ゾーンZ3、第4ゾーンZ4に仕切
った例を示したが、本発明ではこうした分割構造に限定
される訳ではなく、炉のサイズや目標生産能力、操業形
態などに応じて適当に変更することも勿論可能である。
但し本発明では、追って詳述する如く少なくとも加熱還
元の前半期の固体還元領域と後半期の浸炭・溶融・凝集
領域との間に隔壁を設け、炉内温度および雰囲気ガスを
個別に制御できる様な構成としておくことが望ましい。
【0032】上記還元・溶融プロセスにおいて、還元時
(固体還元期)の雰囲気温度が高すぎる場合、具体的に
は還元過程のある時期に、雰囲気温度が原料中の脈石成
分や未還元酸化鉄等からなるスラグ組成の融点を超えて
高温になると、これら低融点のスラグが溶融して移動炉
床を構成する耐火物と反応して溶損させ、平滑な炉床を
維持できなくなる。また、固体還元期に酸化鉄の還元に
必要とされる以上の熱が加わると、原料中の鉄酸化物で
あるFeOが還元される前に溶融し、該溶融FeOが炭
材中の炭素(C)と反応する所謂溶融還元(溶融状態で
還元が進行する現象で、固体還元とは異なる)が急速に
進行する。該溶融還元によっても金属鉄は生成するが、
該溶融還元が起こると、流動性の高いFeO含有スラグ
が炉床耐火物を著しく溶損させるので、実用炉としての
連続操業が困難になる。
【0033】こうした現象は、原料成形体を構成する鉄
鉱石や炭材、或いは更にバインダー等に含まれるスラグ
形成性成分の組成などによって変わってくるが、固体還
元時の雰囲気温度が約1400℃を超えると、上記の様
な低融点スラグの滲み出しが起こって炉床耐火物が溶損
され、1500℃を超えると原料鉄鉱石等の銘柄に関わ
りなく、好ましくない上記溶融還元反応が進行して炉床
耐火物の溶損が顕著になることが確認された。
【0034】図4は、酸化鉄源として鉄鉱石、炭素質還
元剤として石炭を用いた原料成形体(直径が16〜19
mmのペレット)を、雰囲気温度が約1300℃(図中
の直線)に制御された炉内へ装入し、還元率(原料成
形体における酸化鉄中の酸素の除去率)がほぼ100%
になるまで固体還元を行ない、得られる還元鉄を、図中
の直線で示す時点で、約1425℃(直線)に制御
された溶解ゾーンへ装入して溶解させた場合の反応状況
を示すもので、図中には、予め原料成形体内へ装入した
熱電対により連続的に測定される成形体の内部温度と、
炉の雰囲気温度を示すと共に、還元過程で発生する二酸
化炭素と一酸化炭素の経時変化も併せて示している。
【0035】この図からも明らかな様に、炉内に装入さ
れた原料成形体を、固体状態を保ちつつ、該原料成形体
中に含まれるスラグ成分の部分的な溶融を引き起こすこ
となく、還元率(酸素除去率)で80%(図4のA点)
以上、好ましくは95%(図4のB点)以上にまで還元
を進めるには、炉内温度を1200〜1500℃、より
好ましくは1200〜1400℃の範囲に保って固体還
元を行ない、引き続いて炉内温度を1350〜1500
℃に高めて、一部残された酸化鉄を還元すると共に生成
した金属鉄を浸炭溶融させて凝集させる2段加熱方式を
採用すれば、粒状の金属鉄を安定して効率よく製造する
ことができる。
【0036】図4には、連続的に測定された雰囲気温度
の履歴を示しており、実験開始前に1300℃に設定し
た炉内に原料成形体を装入することにより約80〜10
0℃の温度降下が観察されるが、その後徐々に設定温度
にまで回復し、固体還元の末期には初期の設定温度に復
帰している。該初期の温度降下は炉の特性に由来するも
ので、該炉の加熱手段を工夫すれば該初期の温度降下は
最小限に抑えることができる。
【0037】また図4の横軸に示す時間は、原料成形体
を構成する鉄鉱石や炭材の組成等によって若干の違いは
あるが、通常は10分から13分程度で酸化鉄の固体還
元と溶融および凝集を完了させることができる。
【0038】この時、原料成形体の固体還元を80%未
満の還元率に止めてから加熱溶融を行なうと、前述した
如く原料成形体から低融点スラグの滲み出しが起こり、
炉床耐火物を溶損させる。ところが、固体還元末期で8
0%以上、より好ましくは95%以上の還元率を確保し
た上で次工程の浸炭・溶融・凝集を行なうと、原料成形
体中の鉄鉱石等の銘柄や配合組成などに関わりなく、原
料成形体中に一部残存しているFeOも成形体内部で還
元が進行するため、スラグの滲み出しが最小限に抑えら
れ、炉床耐火物の溶損を生じることなく安定して連続操
業を行なうことができる。
【0039】そして、図4における前段の固体還元領域
で、低融点スラグの滲み出しを生じることなく高レベル
の還元率を確保することのできる適正な炉内温度は12
00〜1500℃、より好ましくは1200〜1400
℃の範囲であり、1200℃未満の温度では固体還元反
応の進行が遅く炉内滞留時間を長くしなければならない
ので生産性が悪く、一方炉内温度が1400℃以上、特
に1500℃を超えると、前述した如く原料鉄鉱石等の
銘柄に関係なく還元工程で低融点スラグの滲み出しが起
こり、炉床耐火物の溶損が著しくなって連続操業が困難
になる。なお原料鉄鉱石の組成や配合量によっては、1
400〜1500℃の温度領域で滲み出し現象を起こさ
ないこともあるが、その頻度と可能性は比較的少なく、
従って固体還元期の好適温度としては1200〜150
0℃、より好ましくは1200〜1400℃の範囲を採
用することが望ましい。なお実操業においては、固体還
元期の初期には炉内温度を1200℃以下に設定し、固
体還元の後半期に1200〜1500℃に温度を高めて
固体還元を進めることも勿論可能である。
【0040】固体還元領域で目標の固体還元を終えた成
形体は、炉内温度を1425℃に高めた溶融領域へ移送
する。そうすると、図4に示す如く成形体の内部温度は
上昇して行くが、C点で一旦降下した後再び昇温して設
定温度の1425℃に達する。C点での上記温度降下
は、還元鉄の溶融に伴う溶解潜熱で抜熱されるためと思
われ、即ち該C点を溶融開始点と見ることができる。こ
の溶融開始点は、還元鉄粒子内の残存炭素量によってほ
ぼ決まり、該還元鉄粒子が該残存炭素やCOガスにより
浸炭を受けて融点が降下することより急速に溶融する。
従ってこの溶融を速やかに行なわせるには、固体還元を
終えた還元鉄粒子内に上記浸炭に十分な量の炭素が残存
していなければならない。この残留炭素量は、原料成形
体を製造する際の鉄鉱石等と炭材の配合割合によって決
まるが、本発明者らが実験によって確認したところによ
ると、固体還元期における最終還元率がほぼ100%に
達した状態、即ち金属化率が100%に達した状態で、
該固体還元物中の残留炭素量(即ち余剰炭素量)が1.
5%以上となる様に当初の炭材配合量を確保しておけ
ば、還元鉄を速やかに浸炭させて低融点化させることが
でき、1300〜1500℃の温度域で速やかに溶融さ
せ得ることが確認された。ちなみに上記還元鉄中の残留
炭素量が1.5%未満では、浸炭のための炭素量不足に
より還元鉄の融点が十分に降下せず、加熱溶融のための
温度を1500℃以上に高めなねばならなくなる。
【0041】なお浸炭量がゼロの場合、即ち純鉄の溶融
温度は1537℃であり、この温度よりも高温に加熱し
てやれば還元鉄を溶融させることができるが、実用炉に
おいては炉床耐火物にかかる熱負荷を軽減するため操業
温度はできるだけ低温に抑えることが望ましく、また副
生するスラグの融点を考慮すると、操業温度は1500
℃程度以下に抑えることが望ましい。より具体的には、
図4における溶融期の溶融開始点(C点)から約50〜
200℃の昇温量を確保できる様に操業条件を制御する
ことが望ましい。即ち、こうした固体還元と浸炭溶融を
より円滑且つ効率よく進行させるには、上記浸炭溶融時
の温度を固体還元時の温度よりも50〜200℃、より
好ましくは50〜150℃程度高温に設定することが望
ましい。
【0042】更に本発明では、最終的に得られる金属鉄
中の炭素量が1.5〜4.5%、より好ましくは2.0
〜4.0%の範囲となる様に製造条件を制御することが
望ましい。この炭素量は、原料成形体を製造する際の炭
材配合量と、固体還元期の雰囲気制御によってほぼ決ま
り、特に下限値は固体還元末期における還元鉄中の残留
炭素量とその後の保持時間(浸炭量)によって決まって
くるが、前述の如く固体還元末期に概略100%に近い
還元率を達成した上で尚且つ1.5%の残留炭素量を確
保できれば、最終的に得られる金属鉄の炭素含有量を上
記範囲の下限値以上に高めることができる。また、固体
還元完了時点での還元鉄中の残留炭素量で4.0%以上
を確保した上で、引き続く溶融期で該還元鉄の浸炭・溶
融と凝集を行なえば、得られる金属鉄中の炭素量を最大
の4.8%にまで高め得ることを確認している。しかし
ながら、より安定した連続操業と製品金属鉄の品位を高
める上でより好ましい残留炭素量は1.5〜3.5%の
範囲である。
【0043】なおこの間の雰囲気ガスを見ると、固体還
元が急速に進行している時期には、原料成形体中の酸化
鉄と炭材の反応によって大量のCOが生成し、自己シー
ルド作用により成形体近傍は高い還元性雰囲気に維持さ
れるが、固体還元の末期およびその後の浸炭・溶融期に
おけるCOガスの発生量は激減するので、自己シールド
作用は期待できない。
【0044】尚図5は、固体還元生成物の金属化率と残
留FeO及び残留炭素の関係を調べた結果を示したもの
で、図示する如く残留FeOは固体還元の進行、即ち金
属化率の上昇につれて減少する。図中の直線までは、
前記図4に示した様に、1200〜1500℃に制御さ
れた炉内で原料成形体の固体還元が進行し、その後、引
き続いて1350〜1500℃の温度と高い還元性雰囲
気に制御された溶融期で還元鉄の浸炭・溶融・凝集が進
行するが、この間の金属化率と残留FeOおよび残留炭
素の関係は、図5における直線よりも右側の曲線に相
当する関係で変化する。
【0045】図中の(1)と(2)は、金属化率と残留炭素量
の関係を示す曲線であり、(1)は、金属化率100%の時
点で残留する炭素量が1.5%である場合を、また(2)
は、金属化率100%の時点で残留する炭素量が3.0
%の場合を示しており、本発明を実施する際には、残留
炭素量が曲線(1)以上となる様に、原料成形体の製造段
階で炭材の配合量を調整することが望ましい。
【0046】尚、原料成形体を製造する際の炭材配合量
を一定にしたとしても、炉内雰囲気ガスの還元度によっ
ては金属化率が100%時点での残留炭素量は若干変動
するので、操業時の雰囲気ガスの還元度に応じて前記炭
材の配合量はその都度適当に制御すべきであるが、何れ
にしても、金属化率100%時点での最終的な残留炭素
量が1.5%以上となる様に、当初の炭材配合量を調整
すべきである。
【0047】ちなみに図6は、金属化率100%時点で
の最終的な残留炭素量と、得られる金属鉄のC含有率の
関係を調べた結果を示したもので、該残留炭素量が1.
5〜5.0%であれば、得られる金属鉄のC量で1.0
〜4.5%を確保することができ、同残留炭素量を2.
0〜4.0%とすれば、得られる金属鉄のC量で1.0
〜4.5%を確保することができる。
【0048】上記説明では、FeOの還元状態を表わす
指標として金属化率と還元率の2種を使用しているが、
それらの定義は次の通りであり、両者の関係は例えば図
7に示すことができる。両者の関係は酸化鉄源として用
いられる鉄鉱石等の銘柄によって異なるが、図7は、マ
グネタイト(Magnetite:Fe34)を酸化鉄
源として用いた場合の関係を示している。 金属化率=[生成した金属鉄/(生成した金属鉄+鉄鉱
石中の鉄)]×100(%) 還元率=[還元過程で除去された酸素量/原料成形体中
に含まれる酸化鉄中の酸素量]×100(%)
【0049】ところで本発明の実施に用いられる還元溶
融炉では、前述の如く原料成形体の加熱にバーナー加熱
が採用される。そして固体還元期は、前記図4でも説明
した様に、炉内に装入された原料成形体中の酸化鉄源と
炭材との反応により大量のCOガスと少量のCO2ガス
が発生するので、原料成形体近傍は自から放出する上記
COガスのシールド効果によって十分な還元性雰囲気に
保たれる。
【0050】ところが、固体還元期の後半から末期にか
けては、上記COガスの発生量が急速に減少するため自
己シールド作用が低下し、バーナ加熱によって生じる燃
焼排ガス(CO2やH2O等の酸化性ガス)の影響を受け
易くなり、折角還元された金属鉄が再酸化を受け易くな
る。また、固体還元の終了後は、成形体中の残留炭素に
よる還元鉄の浸炭による融点降下によって微小還元鉄の
溶融と凝集が進行するが、この段階でも前記自己シール
ド作用は乏しいので、還元鉄は再酸化を受け易い。
【0051】従って、この様な再酸化を可及的に抑えつ
つ固体還元後の浸炭・溶融・凝集を効率よく進めるに
は、浸炭・溶融領域の雰囲気ガス組成を適切に制御する
ことが重要となる。
【0052】そこで、固体還元終了後の浸炭・溶融時に
おいて、還元鉄の再酸化を防止しつつ浸炭・溶融を効率
よく進めるための雰囲気条件について検討を進めた。
【0053】その検討結果を図8を参照しつつ説明す
る。なおこの実験では箱型の電気炉を使用し、浸炭・溶
融時における雰囲気調整剤として炭素質の粉粒体を用い
て、これを炉床上に適当な厚さで敷き詰めておくことに
より、浸炭・溶融時の雰囲気を高還元性に維持する方法
を採用した。
【0054】即ち、粒径の異なる石炭粒を雰囲気調整剤
として使用し、これをアルミナトレイ上に約3mmの厚
さで敷き詰めた後、その上に直径約19mmの原料成形
体50〜60個を並べて載置すると共に、その1つに熱
電対をセットしておき、これを箱型電気炉内に装入して
加熱時の温度を測定すると共に、発生するガス組成を測
定し、生成する金属鉄の再酸化の可能性を調べた。尚電
気炉の温度は最高到達温度が約1450℃となる様に設
定し、且つ初期の炉内雰囲気ガス組成はCO2:20
%,N2:80%とした。
【0055】図8は、電気炉内の温度を徐々に上昇させ
た時の前記熱電対によって検知される原料成形体の温度
と雰囲気ガス組成を経時的に測定した結果を示したもの
で、横軸は温度変化、縦軸は雰囲気ガスの簡易還元度を
表わす(CO)/(CO+CO2)を示している。そし
てこの図には、4種類の実験結果をプロットしており、
図中の(3)は雰囲気調整剤を使用しなかった場合、(4)は
平均粒径が3.0mmを超える粗粒の石炭を雰囲気調整
剤として使用した場合、(1)、(2)は粒度を2.0mm以
下に調整した微粒石炭粉A,Bを使用した場合の結果を
示し、この図には、再酸化の可能性を示す目安としてF
eO−Fe平衡曲線とFe34−FeO平衡曲線も併記
している。また、図中に丸で囲まれた領域は、夫々の実
験において固体還元がほぼ完了し、還元鉄の浸炭・溶融
・凝集が始まる時期を示しており、この時期における雰
囲気ガスの制御が本発明では最も重要となる。
【0056】この図からも明らかな様に、雰囲気調整剤
を使用しなかった(3)では、還元鉄の浸炭・溶融・凝集
が開始する領域(C)がFeO−Fe平衡曲線よりもか
なり下になっており、一部が溶融還元を起こしながら還
元鉄全体が溶融することを表わしている。この場合でも
金属鉄は生成するが、前述した如く溶融還元が起こる
と、原料成形体からの溶融スラグの滲み出しが起こるば
かりでなく、溶融FeOの生成によって炉床耐火物の溶
損が顕著となるため、実操業上の障害となる。
【0057】これに対し、(1)、(2)は微細化した石炭粉
を雰囲気調整剤として使用した場合の例で、これらのグ
ラフからも明らかな様に雰囲気ガスの還元度は大幅に改
善されており、還元鉄の浸炭・溶融・凝集が起こる領域
(A)はFeO−Fe平衡曲線の上部に位置しFeOの
生成が起こらない領域に維持されている。また(3)は、
粗粒の石炭を用いた例であるが、この場合は、還元鉄の
浸炭・溶融・凝集が起こる領域(B)がFeO−Fe平
衡曲線の若干下側に位置しており、若干量の再酸化が起
こる可能性を秘めているが、得られる金属鉄の成分分析
を行なったところ再酸化は殆ど起こっていないことが確
認された。
【0058】そして、少なくとも浸炭・溶融・凝集の開
始期において、雰囲気ガスの還元度が0.5以上、より
好ましくは0.6以上、更に好ましくは0.7以上、最
も好ましくはFeO−Fe平衡曲線の上になる様に雰囲
気ガスの還元度を制御してやれば、固体還元により生成
した還元鉄の再酸化を招くことなくその浸炭・溶融・凝
集を円滑に進めることができ、Fe純度の高い金属鉄を
極めて効率よく製造し得ることが確認された。尚、上記
図8の実験データをそのまま解析すると、簡易還元度が
0.5〜0.7レベルでは相当量の再酸化が懸念される
が、この実験では飽くまでも雰囲気ガスの還元度を求め
ており、実際の原料成形体における内部或いはその近傍
は、原料成形体内の残留炭素および前記雰囲気調整剤の
存在によって高還元性雰囲気に保たれているはずであ
り、しかも炉床上部雰囲気から原料成形体近傍へ侵入し
てくる酸化性ガス(CO2やH2Oなど)は炭素質の雰囲
気調整剤によって直ちに還元されるので、実測される雰
囲気ガスの還元度が0.5〜0.7レベルであっても再
酸化は起こさないものと推定される。ちなみに該還元度
が0.5未満では、後記図16の写真にも示す如く金属
鉄が再酸化を受け易くなると共に、浸炭も進み難くなっ
て金属鉄の凝集による粒状化も進み難く、一部スラグを
巻き込んだ殻状物となり、Fe純度の低下や形状品質の
劣化により本発明の目的を果たせなくなる。
【0059】尚、還元鉄の浸炭・溶融・凝集が完了した
後は、雰囲気ガスの還元度は急速に低下してくるが、実
操業工程ではこの時点で溶融凝集した金属鉄と副生スラ
グはほぼ完全に分離しているので、雰囲気ガスの影響は
殆ど受けることがなく、これを冷却凝固させることによ
って鉄品位の高い粒状の金属鉄を効率よく得ることがで
きる。
【0060】尚上記からも明らかな様に、雰囲気調整剤
として石炭粉を使用する場合は、粒径を3mm以下、よ
り好ましくは2mm以下に微細化して使用することによ
り、浸炭・溶融・凝集時の再酸化を一層確実に防止する
ことができるので好ましい。また実操業時の炉内への歩
留まりや操業性などを考慮すると、該石炭粉の粒径は
0.3〜1.5mmの範囲が最も好ましい。該石炭粉を
敷き詰める厚さは特に制限されないが、薄すぎる場合は
雰囲気調整剤としての絶対量が不足気味になるので、好
ましくは2mm程度以上、より好ましくは3mm以上を
確保することが望ましい。厚さの上限は特に存在しない
が、過度に厚く敷いても雰囲気調整作用は自ずと飽和
し、経済的に無駄になるので、好ましくは7mm程度以
下、より好ましくは6mm程度以下に抑えるのが実際的
である。尚該雰囲気調整剤としては、石炭以外にもコー
クスや木炭など、要はCO発生源となるものであれば何
でもよく、勿論これらの混合物を使用することも可能で
ある。
【0061】この雰囲気調整剤は、原料成形体を炉床上
に装入する前に炉床上に予め敷き詰めておいてもよく、
その場合は、還元・溶融過程で操業条件のバラツキによ
って生じることのある溶融スラグの滲み出しに対し炉床
耐火物を保護する作用も発揮する。しかし、雰囲気調整
剤の前記作用が期待されるのは固体還元終了後の浸炭・
溶融・凝集時期であるから、原料成形体が浸炭・溶融を
始める直前に上方から炉床上に振り掛けることも勿論有
効である。
【0062】上記の様に本発明では、特に浸炭・溶融時
における雰囲気ガスの還元度を高めることによって、還
元鉄の再酸化を防止すると共に浸炭・溶融を効率よく進
めるところに特徴を有しているが、固体還元から浸炭・
溶融・凝集に亘る一連の工程をより効率よく進めるに
は、各段階毎に温度や雰囲気ガスを適切に制御すること
が望ましい。即ち固体還元期の温度は、前述した通り溶
融還元反応による溶融FeOの生成が起こらない様、好
ましくは1200〜1400℃に保ち、また浸炭・溶融
・凝集期の温度は1300〜1500℃の範囲に保つこ
とが望ましく、より好ましくは、前記固体還元期の温度
を浸炭・溶融・凝集期の温度よりも50〜200℃低温
に制御することが望ましい。
【0063】雰囲気ガス条件については、固体還元期に
は原料成形体中の炭材の燃焼によって多量発生するCO
ガスによって高度の還元性雰囲気が維持されるので炉内
雰囲気ガスの調整はそれほど必要とされないが、浸炭・
溶融・凝集期には、前述の如く原料成形体からのCOガ
スの放出量は大幅に減少し、バーナー燃焼によって生成
する酸化性ガスにより再酸化を起こし易いので、この時
期以降は前記雰囲気調整剤の使用も含めて、炉内雰囲気
ガスを適切に制御することが重要となる。
【0064】従って、この様な還元溶融の進行時期に応
じて個別に適切な温度と炉内雰囲気ガス組成の調整を可
能にするには、前記図1〜3でも説明した様に還元溶融
炉を隔壁によって炉床の移動方向に少なくとも2以上に
仕切り、仕切られた区画のうち上流側は固体還元区画、
下流側は浸炭・溶融・凝集区画として、夫々の区画で温
度および雰囲気ガス組成を個別に制御できる様な構造と
することが望ましい。尚図3では、3枚の隔壁によって
4区画に仕切り、より厳密な温度と雰囲気ガス組成の制
御が行なえる様にした例を示しているが、こうした分割
区画の数は、還元溶融設備の規模や構造などに応じて任
意に増減することが可能である。
【0065】ところで、上記方法によって得られる金属
鉄はスラグ成分を殆ど含んでおらずFe純度の非常に高
いものであり、この金属鉄は電気炉や転炉の如き既存の
製鋼設備へ送り鉄源として使用されるが、これらを製鋼
原料として使用するには、硫黄[S]の含有量をできる
だけ低減することが望ましい。そこで、前記金属鉄の製
造工程で、鉄鉱石や炭材中に含まれるS成分を可及的に
除去して低[S]の金属鉄を得るべく、更に研究を重ね
た。
【0066】その結果、前記鉄鉱石や炭材を配合して原
料成形体を製造する際に、該原料中にCaO源(生石灰
の他、消石灰や炭酸カルシウムなどを含む)を積極的に
配合し、鉄鉱石等に含まれる脈石成分などのスラグ形成
成分も加味した原料成形体中に含まれる全スラグ形成成
分の塩基度(即ちCaO/SiO2比)が0.6〜1.
8、より好ましくは0.9〜1.5の範囲となる様に成
分調整してやれば、最終的に得られる金属鉄中のS含有
量を0.10%以下、更には0.05%程度以下にまで
低減し得ることが確認された。
【0067】ちなみに、炭素質還元剤として最も一般的
に用いられるコークスや石炭には通常0.2〜1.0%
程度のSが含まれており、これら[S]の大部分は金属
鉄中に取り込まれる。一方、CaO源の積極添加による
塩基度調整を行なわない場合、鉄鉱石の銘柄などによっ
てかなりの違いはあるものの、原料成形体中に含まれる
スラグ形成成分から算出される塩基度は大抵の場合0.
3以下であり、この様な低塩基度のスラグでは、固体還
元あるいはその後の浸炭・溶融・凝集過程で金属鉄への
Sの混入(加硫)が避けられず、原料成形体中に含まれ
る全[S]のうち概略85%程度が金属鉄中に取り込ま
れる。その結果として、金属鉄の[S]量は0.1〜
0.2%の非常に高い値となり、製品鉄としての品質を
損なう。
【0068】ところが、上記の様に原料成形体の製造段
階でCaO源の積極添加によりスラグ形成成分の組成を
塩基度が0.6〜1.8の範囲となる様に調整してやれ
ば、固体還元および浸炭・溶融・凝集の際に副生するス
ラグ中に上記[S]が固定され、その結果として金属鉄
の[S]量を大幅に低減できることが確認された。
【0069】該低S化の機構は、原料成形体中に含まれ
る[S]がCaOと反応し(CaO+S=CaS)、C
aSとして固定されるためと考えている。従来、本発明
で採用される還元溶融機構が明確にされていない状況の
下では、通常の溶銑脱硫で期待される様なCaO添加に
よる脱硫は期待できないと考えられていたが、本発明者
らが確認したところでは、固体還元終了時点で還元鉄中
に残留する炭素による浸炭によって還元鉄の溶融と凝集
およびスラグ分離が進行する際に、スラグ中のCaOが
Sを捕捉して固定し、金属鉄の[S]含有量を大幅に低減
できることが分かった。
【0070】こうした低S化機構は、CaO含有スラグ
を用いた通常の溶銑脱硫とは異なり、本発明の製法を実
施する際の特有の反応と考えている。勿論、還元鉄の浸
炭・溶融後、副生する溶融スラグとの間で十分な加熱条
件下の接触が確保されるならば、液(溶融鉄)−液(溶
融スラグ)間の反応により、スラグ中のS含有量(S
%)と金属鉄中のS含有量[S%]との比(すなわち、
Sの分配比)(S%)/[S%]が決定されることも考
えられるが、本発明の方法では、生成した溶融鉄と溶融
スラグは、図9(写真)によっても確認できる様にスラ
グ−メタル間の接触面積は極めて少なく、還元鉄が浸炭
・溶融・凝集した後のスラグ−メタル間の平衡反応によ
る低S化はあまり期待できない。従って、本発明で採用
される原料成形体中へのCaOの積極添加による脱硫機
構は、還元鉄の浸炭・溶融・凝集とスラグ分離が進む過
程で生じるCaO特有のS捕捉反応と、それによる金属
鉄への加硫防止作用によるものと考えている。
【0071】尚、塩基度調整のために添加されるCaO
量は、鉄鉱石等に含まれる脈石成分の量や組成、配合す
る炭材の種類や配合量などに応じて決めるべきである
が、スラグ形成成分全体としての塩基度を上記0.6〜
1.8の範囲に調整するための標準的な添加量は、Ca
O純分換算で成形体全量中に2.0〜7.0%の範囲、
より好ましくは3.0〜5.0%の範囲であり、消石灰
[Ca(OH)2]や炭酸カルシウム(CaCO3)など
を使用する場合の添加量は、上記CaO換算量とする。
そして、原料成形体中にたとえば4%のCaCO3を添
加してスラグ形成成分の塩基度を約0.9〜1.1に調
整した場合は、下記式によって求められる見掛けの脱硫
率で45〜50%を確保でき、また約6%のCaCO3
を添加してスラグ形成成分の塩基度を約1.2〜1.5
に調整した場合は、見掛けの脱硫率で70〜80%を確
保できることが確認された。 見掛け脱硫率(%)=[CaO添加原料成形体を用いた時
の金属鉄中のS(%)/CaO無添加の原料成形体を用
いた時の金属鉄中のS(%)]×100
【0072】上記CaO源添加による低S化効果を、箱
型電気炉を用いて確認した実験データに基づいて説明す
る。図10は、鉄鉱石と炭材および少量のバインダー
(ベントナイトなど)および適量のCaOを混合して成形
した原料成形体を使用し、本発明の方法により還元溶融
を行なった時のSの変化を調べた結果を示したものであ
る。
【0073】図10中の乾燥成形体は、還元溶融前の原
料中に含まれる[S]量を100%とし、炭材(石炭)か
ら約89%、鉄鉱石から約11%のSが原料中に含まれ
ることを示している。この成形体を本発明の方法で還元
溶融した場合、前記図4で説明した固体還元完了時点で
の還元鉄中にはほぼ85%のSが残留しており、約12
%はその間に炉外へ揮発除去される。そして、CaO源
の添加を行なわなかった成形体(該成形体中のスラグ形
成成分組成から求められる塩基度は0.165)を使用
した場合は、最終的に得られる金属鉄中に74.8%の
Sが取り込まれ、スラグ中には10.2%のSが捕捉さ
れることが確認された。
【0074】これに対し、CaO源を4.5%添加して
スラグ形成成分の塩基度を1.15に調整した成形体を
使用した場合は、金属鉄中に取り込まれるS量は43.
2%に低減すると共に、スラグに捕捉されるS量は4
8.8%に増大し、且つ該製造工程で炉外へ揮発除去さ
れるS量は約8%に減少し、またCaO源を5.0%添
加してスラグ形成成分の塩基度を1.35に調整した成
形体を使用した場合は、金属鉄中に取り込まれるS量は
19.7%に低減すると共に、スラグに捕捉されるS量
は78.8%に増大し、且つ該製造工程で炉外へ揮発除
去されるS量は約1.5%に減少している。
【0075】上記箱型電気炉を用いた基礎実験で、Ca
O源添加による塩基度調整が金属鉄の低S化に極めて有
効であることが確認されたので、実証炉を用いて同様の
実験を行ない、CaO源の添加量を変えてスラグ塩基度
を種々変化させたときの金属鉄の低S化に及ぼす塩基度
の定量的な影響を調査した。結果を図11に示す。
【0076】この図には、CaO源添加量を変えたとき
に生成する最終スラグの塩基度と金属鉄中の[S]の関
係を図示しており、図中の各点が実績値で、前記箱型電
気炉によって得た基礎実験結果を斜線領域で併記してい
る。基礎実験では電気加熱方式を採用しており、雰囲気
ガスとして不活性ガスを使用しているため雰囲気の酸化
ポテンシャルは低く、見掛けの脱硫には有利な結果とな
っている。これに対し実証炉の場合は、バーナ燃焼を採
用しているので燃焼排ガスの生成により雰囲気ガスの還
元度は基礎実験に比べて低くなっており、金属鉄中の
[S]量は基礎実験の結果より高くなっている。しかし
基本的な傾向は基礎実験結果をほぼ踏襲しており、Ca
O源を全く添加しない場合[領域(A)]における金属
鉄の[S]レベルは概略0.120であるが、塩基度を約
1.0に調整すると、領域(B)の如く[S]量は0.
050〜0.080%まで低下し、見掛けの脱硫率は約
33〜58%となっている。更に塩基度を1.5にまで
高めると、領域(C)の如く金属鉄中の[S]は概略
0.050%にまで低減できることを確認できる。
【0077】尚、塩基度が1.8以上になるまでCaO
源を添加すると、生成スラグの融点が上昇するため操業
温度を過度に高めなければならなくなり、炉の損傷が加
速されると共に熱経済的にも不利であり、更には還元鉄
の凝集性能も低下し、得られる金属鉄が微粒化して製品
価値が損なわれるので好ましくない。
【0078】これらの実験からも明らかな様に、原料成
形体中に適量のCaO源を積極添加してスラグ形成成分
の塩基度を約0.6以上に高めると、生成スラグのS捕
捉能が著しく高められて金属鉄中に取り込まれるS量が
大幅に低減され、金属鉄の低S化が達成される。しかも
前記図10で説明した様に、一連の金属鉄製造工程でS
Ox等として炉外へ排出されるS量も大幅に低減するの
で、排ガスによる大気汚染が軽減されると共に、排ガス
の脱硫処理を行なう場合でも、脱硫負荷を大幅に軽減で
きる。
【0079】尚、低S化のために上記CaO源の添加を
行なった場合、添加量によっては副生スラグの低融点化
によって還元溶融期に低融点スラグの滲み出しが起こり
易くなり、炉床耐火物の溶損を招く恐れがある。しかし
本発明を実施する際には、前述した如く固体還元期と浸
炭・溶融・凝集期の2段加熱方式を採用し、固体還元期
を1200〜1400℃、浸炭・溶融・凝集期を135
0〜1500℃の好ましい温度条件に設定し、副生スラ
グの融点以下の温度で固体還元を十分に進めてから、一
部残留するFeOの還元と還元鉄の浸炭・溶融・凝集を
進めることによって、好ましくない副生スラグの滲み出
しは最小限に抑えることができる。
【0080】上記の様に本発明によれば、鉄鉱石と炭材
を含む原料成形体を固体還元してから浸炭・溶融・凝集
させて金属鉄を製造する際に、特に浸炭・溶融時におけ
る雰囲気ガスの還元度を0.5以上、より好ましくは
0.6以上、更に好ましくは0.7以上に制御すること
によって、還元鉄の再酸化を生じることなくFe純度の
非常に高い粒状の金属鉄を得ることができ、また原料成
形体中にCaOを積極的に添加してスラグ形成成分の塩
基度を調整することによって該金属鉄の低S化を果たす
ことができる。そして得られる粒状の金属鉄は、冷却凝
固させてから篩分けなどにより凝固スラグと分離し、各
種製鉄・製鋼炉の溶解原料として利用できる。
【0081】しかし本発明で還元溶融炉から取り出され
る金属鉄は、融点以下の温度に冷却されているとはいえ
依然として800〜1200℃の高温状態にあり、これ
を更に常温にまで冷却してから製鋼炉などへ供給するこ
とは、熱エネルギー的に無駄が生じる。そこで、該高温
状態の金属鉄の保有熱を有効に活用し、該高温の金属鉄
をそのまま、或いは更に加熱溶融してから製鋼炉へ供給
する一環製鉄・製鋼ラインを組めば、熱ロス低減の上で
も極めて実用的となる。
【0082】勿論、既存の還元鉄製造プロセスにおい
て、得られる高温の還元鉄を冷却することなく隣設した
電気炉などの製鋼炉へ適正量添加することにより電気炉
などの電力原単位を節約し、且つ生産性を改善する技
術、更には、石炭ベースの炭材を用いて還元鉄製造炉で
製造された高温の還元鉄を引き続き溶融炉へ供給して溶
湯を製造する製鉄・製鋼法(国際公開No.99/11
826号)等は公知となっている。しかしこれらの公知
技術は、所謂還元鉄であって内部に灰分や脈石成分由来
のスラグが相当量含まれていること、また還元末期に再
酸化を受けた酸化鉄も含まれていること、また石炭ベー
スの還元剤を用いた還元鉄では多量のSが含まれている
こと、等の点で、浸炭・溶融・凝集してスラグ成分の完
全分離された金属鉄を使用する一環プロセスとは区別さ
れる。
【0083】特に低S化された金属鉄を使用する一環プ
ロセスでは、精錬炉における脱硫負荷が軽減されること
から、鉄源の還元溶融と溶解精錬を含めた製鉄・製鋼一
環システムとして極めて有益で幅広く実用可能な生産方
式を構築できる。
【0084】ちなみに図12は、こうした一環生産方式
の一例を示す説明図であり、工程Aは、還元溶融炉でし
製造されたスラグフリーの金属鉄を一旦常温まで冷却し
てから電気炉などの製鋼炉に適量供給し製鋼原料として
利用する製鋼方式、工程Bは、高温の金属鉄を、近接し
て設置した電気炉などの製鋼炉に高温状態(800〜1
200℃)を保ったままで供給し、熱補給のための電力
原単位を低減可能にした方式、工程Cは、高温の金属鉄
を、隣設した専用の金属鉄溶融炉へ全量送って加熱溶融
し、これを製鋼炉へ溶融鉄として供給する方式、をそれ
ぞれ示している。即ち本発明によって得られる金属鉄
は、スラグフリーで鉄分純度が高く、更に塩基度調整に
より低S化を進めたものはS含有量も少ないので、これ
を製鋼原料として利用する一環システムを構築すること
により、電気炉などの電力原単位を低減し、或いは脱硫
負荷を軽減しつつ安定した品質の溶鋼を生産性良く製造
することが可能となる。
【0085】
【実施例】以下、実施例を挙げて本発明の構成および作
用効果を具体的に説明するが、本発明はもとより下記実
施例によって制限を受けるものではなく、前・後記の趣
旨に適合し得る範囲で適当に変更して実施することも可
能であり、それらはいずれも本発明の技術的範囲に含ま
れる。
【0086】実施例1 鉄源としてのヘマタイト系鉄鉱石と石炭および少量のバ
インダー(ベントナイト)を均一に混合して直径約19
mmの原料成形体を製造し、これを用いて金属鉄の製造
を行なった。即ちこの成形体を、前記図1〜3に示した
様な回転炉床型の還元溶融炉へ装入し、雰囲気温度を約
1350℃に制御して金属化率が約90%となるまで固
体還元を進める。その後、引き続いて雰囲気温度を14
40℃に設定した浸炭・溶融・凝集ゾーンへ送って浸炭
・溶融と凝集および副生スラグの分離を行ない、スラグ
フリーの金属鉄を製造した。
【0087】この時、炉床上には予め粒径が2mm以下
の石炭粒を雰囲気調整剤として約5mmの厚さで敷き詰
めてから原料成形体を装入することにより、浸炭・溶融
・凝集期の雰囲気ガスの還元度が0.60〜0.75の
範囲となる様に制御した。この時の原料配合、固体還元
終了時の還元鉄組成、最終的に得られた金属鉄の成分組
成、生成スラグの組成などを図13に示した。
【0088】溶融・凝集しスラグとほぼ完全に分離した
金属鉄を冷却ゾーンに送って1000℃まで冷却し凝固
させてから排出機によって炉外へ排出し、回収された金
属鉄、副生スラグおよび余剰炭材の生成比率と夫々の組
成分析を行なった。なお、還元溶融炉における浸炭・溶
融直前の還元鉄を抜き出して組成分析を行なったとこ
ろ、金属化率は約90%、残留炭素量は4.58%であ
った。上記原料成形体の装入から金属鉄として取り出す
までの時間は約9分と極めて短時間であり、得られた金
属鉄のC含有量は2.88%、Si含有量は0.25
%、S含有量は0.175%であり、この金属鉄は副生
するスラグと簡単に分離することができた。最終的に得
られた金属鉄の外観を図14(写真)に示す。
【0089】実施例2 鉄源としてマグネタイト系鉄鉱石を使用し、これを石炭
と少量のバインダー(ベントナイト)およびスラグ塩基
度調整のため5%のCaCO3と共に均一に混合し、造
粒して直径約19mmの原料成形体を作製した。
【0090】この原料成形体を、雰囲気調整剤としての
石炭粒(平均粒径:約3mm)を約3mmの厚さで敷き
詰めた炉床上に装入し、前記実施例1と同様に雰囲気温
度を約1350℃に維持しつつ金属化率がほぼ100%
となるまで固体還元を進め、しかる後、1425℃に保
った溶融領域へ送って浸炭・溶融と凝集および副生スラ
グの分離を行ない、スラグフリーの金属鉄を製造した。
この時の原料配合、固体還元終了時の還元鉄組成、最終
的に得られた金属鉄の成分組成、生成スラグの組成など
を図15に示した。
【0091】溶融・凝集しスラグとほぼ完全に分離した
金属鉄を冷却ゾーンに送り、1000℃まで冷却し凝固
させてから排出機により炉外へ排出し、回収された金属
鉄、副生スラグおよび余剰炭材の生成比率と夫々の組成
分析を行なった。なお、還元溶融炉における浸炭・溶融
直前の還元鉄を抜き出して組成分析を行なったところ、
金属化率は約92.3%、残留炭素量は3.97%であ
った。上記原料成形体の装入から金属鉄として取り出す
までの時間は約8分と極めて短時間であり、得られた金
属鉄のC含有量は2.10%、Si含有量は0.09
%、S含有量は0.065%であった。即ちこの実験で
は低S化のためのCaO源の添加を行なっているため、
前記実施例1よりも低S化が達成されている。
【0092】この実施例では、CaO源添加による副生
スラグの低融点化によって固体還元の後半期に溶融スラ
グの滲み出しが懸念されたが、固体還元期の温度を12
00〜1400℃に設定し、固体還元により高い金属化
率の還元鉄としてから1350〜1500℃に昇温する
2段加熱方式を採用し、且つ炉床面に石炭粉を雰囲気調
整剤として敷き詰めておくことで、溶融スラグの滲み出
しによる炉床耐火物溶損の問題は全く生じなかった。
【0093】また、固体還元末期の還元鉄を抜き出して
微視的構造を詳細に調べたところ、CaO源を添加しな
かった前記実施例1では、還元鉄表面に高濃度のFe−
(Mn)−Sの存在が確認され、これが浸炭・溶融時に
溶鉄内に取り込まれることが確認されたのに対し、Ca
O源を添加した本実施例では、固体還元の末期にSの殆
どはCaO源と反応して固定され、浸炭・溶融工程で溶
鉄内へのSの混入は抑えられることが確認された。
【0094】更に上記の実験で、雰囲気調整剤として使
用する石炭粉の粒度を2.0mm以下の細粒物に代えた
以外は前記と同様にして実験を行なったところ、得られ
る金属鉄中のS含有量は0.032%にまで低減するこ
とが確認された。
【0095】実施例3 石灰石を5.0%配合した粒径19〜20mmの原料成
形体を使用し、前記実施例2と同様の方法で固体還元お
よび浸炭・溶融・凝集を行なって粒状の金属鉄を製造し
た。この金属鉄を800℃まで冷却して取り出し、その
温度を保って直ちに電気炉の鉄源として約40%(それ
以外は鉄スクラップ)配合して溶融した。
【0096】その結果、電気炉における消費電力は、ス
クラップ100%操業時の448kWh/tに比べて約
68kWh/t(約15%)抑えられ、且つ溶融時間の
短縮に伴なって生産性は約14%向上できることが確認
された。更に、金属鉄のS含有量は0.018%で、目
標溶鋼のS含有量とほぼ同レベルまで低減されているた
め、電気炉での脱硫負荷は大きく軽減され、安定して効
率よく操業できることが確認された。またこの金属鉄は
実質的にスラグが含まれていないので、得られる溶鋼の
不純介在物量は少なく、高品質の溶鋼を得ることができ
る。
【0097】比較例1 前記実施例1と同様にして粒状金属鉄を製造する際に、
固体還元がほぼ完了し、生成した微細粒状還元鉄への浸
炭と溶融が進行する浸炭・溶融区画における雰囲気ガス
の還元度が0.35〜0.45の範囲となる様に雰囲気
調整を行なった以外はほぼ同様にして実験を行なった。
その結果、得られた金属鉄は、図16に示す如く一部ス
ラグを巻き込んだ殻状塊成物となり、Fe純度は約90
%以下で劣悪であると共に、C含有量も低く(約0.7
%以下)、商品価値の劣悪なものであった。
【0098】この結果からも明らかな様に、浸炭・溶融
・凝集期の還元度が0.5未満であるときは、雰囲気ガ
スに残留炭素量が消耗されると共に、微小且つ活性な還
元鉄が再酸化を起こし易く、更には浸炭も十分に進まな
いため1500℃以下の温度では溶融し難くなり、副生
スラグの分離も効率よく進行せず、Fe純度の高い粒状
金属鉄を得ることができない。
【0099】
【発明の効果】本発明は以上の様に構成されており、特
に固体還元の後、浸炭・溶融・凝集が行なわれる時期の
雰囲気ガス組成を適正にコントロールすることによっ
て、還元鉄の再酸化を可及的に抑えてFe純度を高める
と共に副生スラグをほぼ完全に分離することができ、更
には、溶融スラグの滲み出しや溶融FeOの生成による
炉床耐火物の溶損を可及的に抑えることができ、鉄純度
の高い粒状の金属鉄を連続操業により効率よく製造し得
ることになった。
【0100】また、本発明を実施する際に、原料成形体
の製造段階で適量のCaO源を配合して生成スラグの塩
基度を調整することにより、炭材由来のSをスラグ中に
効率よく捕捉することができ、金属鉄のS含有量を低減
してその後の脱硫負荷を軽減し得ると共に、排ガスとし
て排出されるSOxなども可及的に抑えることができ、
この排ガスを脱硫処理するにしても脱硫負荷を大幅に軽
減できる。
【0101】更に、還元溶融設備に近接して製鋼炉を配
備し、高温の金属鉄をそのまま或いは更に加熱溶融して
鉄源として使用する製鉄・製鋼一環製造システムを構築
すれば、金属鉄が保有する熱を製鉄用の熱源として有効
に活用できるので、極めて実操業に適した方法である。
【図面の簡単な説明】
【図1】本発明で用いられる還元溶融設備を例示する説
明図である。
【図2】図1におけるA−A線断面相当図である。
【図3】図1を長手方向に展開して示す断面説明図であ
る。
【図4】本発明で2段加熱方式を採用した時の固体還元
期および溶融期を通した雰囲気温度、原料成形体温度、
還元率およびCO,CO2ガス排出量の推移を示すグラ
フである。
【図5】同じく固体還元期および溶融期を通した原料成
形体中の酸化鉄の金属化率と残留FeO量の推移を示す
グラフである。
【図6】金属化率100%時点で還元鉄中に残留する炭
素量と、最終的に得られる金属鉄中の残留炭素量の関係
を示すグラフである。
【図7】金属化率と還元度の関係を示すグラフである。
【図8】雰囲気調整剤として石炭粉を使用した時と使用
しなかった時の原料成形体の内部温度変化と雰囲気ガス
の還元度の変化を示すグラフである。
【図9】製造実験で得た浸炭・溶融直後の金属鉄とスラ
グの状況を示す写真である。
【図10】原料成形体中にCaO源を積極添加してスラ
グ塩基度を調整した時の金属鉄の低S化効果を立証する
実験グラフである。
【図11】生成スラグの塩基度と得られる金属鉄中のS
含有量の関係を示すグラフである。
【図12】本発明で適用される製鉄・製鋼一環生産シス
テムを例示する説明図である。
【図13】実施例で採用した金属鉄の製造における原料
配合、および生産物の比率や成分組成等を示す説明図で
ある。
【図14】実施例で得た金属鉄の一例を示す写真であ
る。
【図15】他の実施例で採用した金属鉄の製造における
原料配合、および生産物の比率や成分組成等を示す説明
図である。
【図16】浸炭・溶融・凝集時における成形体近傍の雰
囲気ガスの還元度を0.5未満とした時の生成金属鉄の
状態を示す写真である。
【符号の説明】
1 回転型炉床 2 炉体 3 燃焼バーナ 4 原料および副原料装入手段 6 排出手段 K1,K2,K3 仕切壁 C 冷却ゾーン H ホッパー
───────────────────────────────────────────────────── フロントページの続き (72)発明者 菊池 晶一 大阪市中央区備後町4丁目1番3号 株式 会社神戸製鋼所 大阪支社内 Fターム(参考) 4K012 DE03 DE04 DE06 4K014 CA01 CB02 CC00 CD09

Claims (11)

    【特許請求の範囲】
  1. 【請求項1】 炭素質還元剤と酸化鉄含有物質を含む原
    料成形体を、還元溶融炉内で加熱して該成形体中の酸化
    鉄を固体還元し、該固体還元により生成する還元鉄に前
    記炭素質還元剤中の炭素を浸炭させることによって溶融
    させると共に、前記原料成形体中に含まれる脈石成分を
    分離し、溶融した金属鉄を凝集させて粒状の金属鉄を製
    造する方法において、前記浸炭・溶融時における成形体
    近傍の雰囲気ガスの還元度を0.5以上とすることを特
    徴とする粒状金属鉄の製法。
  2. 【請求項2】 少なくとも前記原料成形体が溶融する前
    に、前記還元溶融炉の炉床上に炭素質の雰囲気調整剤を
    装入する請求項1に記載の製法。
  3. 【請求項3】 前記雰囲気調整剤は平均粒径が3mm以
    下であり、該雰囲気調整剤を炉床上へ7mm以下の厚さ
    で装入する請求項2に記載の製法。
  4. 【請求項4】 前記原料成形体を製造する際に、酸化カ
    ルシウム源を配合して、該原料成形体中に含まれるスラ
    グ形成成分の塩基度(CaO/SiO2)を0.6〜
    1.8の範囲に調整し、原料成形体中に含まれるSを生
    成スラグに固定することによりS含量の少ない粒状金属
    鉄を得る請求項1〜3のいずれかに記載の製法。
  5. 【請求項5】 前記浸炭溶融時における成形体近傍の雰
    囲気ガスの還元度を0.7以上とする請求項1〜4のい
    ずれかに記載の製法。
  6. 【請求項6】 前記還元溶融炉が移動炉床式還元溶融炉
    であり、該還元溶融炉は、炉床の移動方向に少なくとも
    2以上に仕切られており、仕切られた該区画のうち、炉
    床移動方向上流側は固体還元区画とすると共に、炉床移
    動方向下流側は浸炭溶融区画とし、これら各区画毎に温
    度および雰囲気ガス組成を調整する請求項1〜5のいず
    れかに記載の製法。
  7. 【請求項7】 前記浸炭溶融区画の温度を、前記固体還
    元区画の温度よりも50〜200℃高温とする請求項6
    に記載の製法。
  8. 【請求項8】 前記固体還元末期における酸化鉄の還元
    率を80%以上、残留炭素分を3.5%(質量%を意味
    する:以下同じ)以上とする請求項1〜7のいずれかに
    記載の製法。
  9. 【請求項9】 前記請求項1〜8のいずれかに記載の製
    法により製造された粒状の金属鉄を、製鋼炉に投入して
    溶鋼を製造する溶鋼の製法。
  10. 【請求項10】 前記金属鉄を、800℃以上の温度に
    保って製鋼炉へ投入する請求項9に記載の溶鋼の製法。
  11. 【請求項11】 前記粒状の金属鉄を一旦溶解してから
    製鋼炉へ投入する請求項9または10に記載の溶鋼の製
    法。
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JP2000094764A JP4540172B2 (ja) 2000-03-30 2000-03-30 粒状金属鉄の製法
EP01919403A EP1187941B1 (en) 2000-03-30 2001-03-28 Method of producing metallic iron
CA002374700A CA2374700C (en) 2000-03-30 2001-03-28 Method of producing metallic iron and raw material feed device
BRPI0105934-3B8A BR0105934B8 (pt) 2000-03-30 2001-03-28 mÉtodo para produzir ferro metÁlico granular.
DE60144072T DE60144072D1 (de) 2000-03-30 2001-03-28 Verfahren zur Herstellung von metallischem Eisen in einem Schmelzreduktionsofen mit bewegender Sohle
ES01919403T ES2276777T3 (es) 2000-03-30 2001-03-28 Procedimiento de produccion de hierro metalico.
PL353575A PL201389B1 (pl) 2000-03-30 2001-03-28 Sposób wytwarzania granulowanego metalicznego żelaza
KR10-2001-7015464A KR100457898B1 (ko) 2000-03-30 2001-03-28 입상 금속 철, 용융 강철 및 금속 철의 제조 방법, 노상 위로의 분위기 조절제, 융점 조절 첨가제 및 초기 보호층 형성 물질의 장입 방법, 및 원료 공급 장치
MXPA01012291A MXPA01012291A (es) 2000-03-30 2001-03-28 Metodo de produccion de hierro metalico y dispositivo de alimentacion de material en bruto.
DE60125669T DE60125669T2 (de) 2000-03-30 2001-03-28 Verfahren zur Herstellung von metallischen Eisen
EP06021423A EP1764420B1 (en) 2000-03-30 2001-03-28 Method of producing metallic iron in a moving hearth type smelt reduction furnace
AT06021423T ATE498697T1 (de) 2000-03-30 2001-03-28 Verfahren zur herstellung von metallischem eisen in einem schmelzreduktionsofen mit bewegender sohle
US09/818,591 US6630010B2 (en) 2000-03-30 2001-03-28 Method of producing metallic iron
AU46515/01A AU783929B2 (en) 2000-03-30 2001-03-28 Method of producing metallic iron and raw material feed device
EP10004974A EP2221388A1 (en) 2000-03-30 2001-03-28 "Method of producing metallic iron and raw material feed device"
CN2005101041940A CN1763231B (zh) 2000-03-30 2001-03-28 生产金属铁的方法
PCT/EP2001/003538 WO2001073137A2 (en) 2000-03-30 2001-03-28 Method of producing metallic iron and raw material feed device
RU2001135857/02A RU2228365C2 (ru) 2000-03-30 2001-03-28 Способ получения гранулированного металлического железа, способ получения жидкой стали, способ получения металлического железа, устройство для загрузки вспомогательного исходного материала и устройство для загрузки исходного материала
AT01919403T ATE350494T1 (de) 2000-03-30 2001-03-28 Verfahren zur herstellung von metallischen eisen
PE2001000291A PE20020070A1 (es) 2000-03-30 2001-03-28 Metodo de producir hierro metalico y dispositivo de alimentacion de materia prima
CNB018007511A CN1229505C (zh) 2000-03-30 2001-03-28 生产金属铁的方法及原料供给装置
TW090107464A TW562862B (en) 2000-03-30 2001-03-29 Method of producing metallic iron and raw material feed device
ARP010101491A AR027740A1 (es) 2000-03-30 2001-03-29 Metodo de producir hierro metalico y dispositivo de alimentacion de materia prima
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Cited By (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2007122928A1 (ja) * 2006-04-25 2007-11-01 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho 溶鉄製造方法および溶鉄製造装置
WO2008059691A1 (fr) 2006-11-14 2008-05-22 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Procédé de fabrication de fer métallique granulaire et équipement pour sa fabrication
WO2010117008A1 (ja) * 2009-04-07 2010-10-14 株式会社神戸製鋼所 金属鉄の製法
WO2012002338A1 (ja) * 2010-06-28 2012-01-05 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄を用いた溶鋼製造方法
JP2013036058A (ja) * 2011-08-03 2013-02-21 Kobe Steel Ltd 粒状金属鉄の製造方法
JP2014514441A (ja) * 2011-03-21 2014-06-19 テクノロジカル リソーシーズ プロプライエタリー リミテッド 高硫黄原料用の直接製錬法
JP2020076132A (ja) * 2018-11-08 2020-05-21 住友金属鉱山株式会社 酸化鉱石の製錬方法
JP2020097771A (ja) * 2018-12-18 2020-06-25 住友金属鉱山株式会社 酸化鉱石の製錬方法
JP2020527192A (ja) * 2017-07-10 2020-09-03 中冶南方工程技術有限公司 金属鉄の製造方法

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP5000593B2 (ja) * 2008-06-30 2012-08-15 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄の製法および該金属鉄を用いた溶鋼の製法
CN103789477B (zh) * 2014-02-26 2015-04-08 北京科技大学 一种用高磷鲕状赤铁矿和高炉灰生产直接还原铁的方法

Family Cites Families (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AT403055B (de) * 1993-05-07 1997-11-25 Voest Alpine Ind Anlagen Verfahren zur verwertung von eisenhältigen abfall- oder reststoffen
US5730775A (en) * 1994-12-16 1998-03-24 Midrex International B.V. Rotterdam, Zurich Branch Method for rapid reduction of iron oxide in a rotary hearth furnace

Cited By (23)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US8277536B2 (en) 2006-04-25 2012-10-02 Kobe Steel, Ltd. Process for producing molten iron and apparatus for producing molten iron
WO2007122928A1 (ja) * 2006-04-25 2007-11-01 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho 溶鉄製造方法および溶鉄製造装置
US7993430B2 (en) 2006-04-25 2011-08-09 Kobe Steel, Ltd. Process for producing molten iron and apparatus for producing molten iron
US8377169B2 (en) 2006-11-14 2013-02-19 Kobe Steel, Ltd. Method and apparatus for manufacturing granular metallic iron
WO2008059691A1 (fr) 2006-11-14 2008-05-22 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Procédé de fabrication de fer métallique granulaire et équipement pour sa fabrication
US8617459B2 (en) 2006-11-14 2013-12-31 Kobe Steel, Ltd. Method and apparatus for manufacturing granular metallic iron
AU2007320645B2 (en) * 2006-11-14 2011-11-10 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Process for production of granular metallic iron and equipment for the production
KR101121701B1 (ko) * 2006-11-14 2012-02-28 가부시키가이샤 고베 세이코쇼 입상 금속철의 제조방법 및 그 장치
JP2008121085A (ja) * 2006-11-14 2008-05-29 Kobe Steel Ltd 粒状金属鉄の製造方法およびその装置
JP2010261101A (ja) * 2009-04-07 2010-11-18 Mitsutaka Hino 金属鉄の製法
AU2010235450B2 (en) * 2009-04-07 2012-12-20 Mitsutaka Hino Method for producing metallic iron
WO2010117008A1 (ja) * 2009-04-07 2010-10-14 株式会社神戸製鋼所 金属鉄の製法
JP2012007225A (ja) * 2010-06-28 2012-01-12 Kobe Steel Ltd 粒状金属鉄を用いた溶鋼製造方法
WO2012002338A1 (ja) * 2010-06-28 2012-01-05 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄を用いた溶鋼製造方法
AU2011271929A9 (en) * 2010-06-28 2013-07-25 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Process for producing molten steel using particulate metallic iron
JP2014514441A (ja) * 2011-03-21 2014-06-19 テクノロジカル リソーシーズ プロプライエタリー リミテッド 高硫黄原料用の直接製錬法
KR101957536B1 (ko) * 2011-03-21 2019-03-13 타타 스틸 리미티드 높은 황 함량의 공급물질을 위한 직접 제련방법
JP2013036058A (ja) * 2011-08-03 2013-02-21 Kobe Steel Ltd 粒状金属鉄の製造方法
JP2020527192A (ja) * 2017-07-10 2020-09-03 中冶南方工程技術有限公司 金属鉄の製造方法
JP2020076132A (ja) * 2018-11-08 2020-05-21 住友金属鉱山株式会社 酸化鉱石の製錬方法
JP7215092B2 (ja) 2018-11-08 2023-01-31 住友金属鉱山株式会社 酸化鉱石の製錬方法
JP2020097771A (ja) * 2018-12-18 2020-06-25 住友金属鉱山株式会社 酸化鉱石の製錬方法
JP7293634B2 (ja) 2018-12-18 2023-06-20 住友金属鉱山株式会社 酸化鉱石の製錬方法

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