JP2010090431A - Method for producing ferro-alloy containing nickel and vanadium - Google Patents

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一孝 國井
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Abstract

<P>PROBLEM TO BE SOLVED: To provide a method for producing a ferro-alloy containing nickel and vanadium with high efficiency and at low cost. <P>SOLUTION: The method for producing the ferro-alloy containing nickel and vanadium includes: a mixing step S1 of mixing petroleum-based combustion ash containing nickel oxide, vanadium oxide and iron oxide with a carbonaceous reducing agent and a slag-forming agent; a melting step S2 of heating and melting the mixture which has been mixed in the mixing step S1 to form a molten material, and making the produced ferro-alloy containing nickel and vanadium coagulate in the molten material; and a separating step S3 of cooling the molten material in which the ferro-alloy has been coagulated to separate the produced slag from the ferro-alloy. In the melting step S2, the heating temperature is controlled to 1,350-1,550°C. <P>COPYRIGHT: (C)2010,JPO&INPIT

Description

本発明は、石油系燃焼灰からニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄を製造するニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法に関する。   The present invention relates to a method for producing alloy iron containing nickel and vanadium for producing alloy iron containing nickel and vanadium from petroleum combustion ash.

従来、バナジウムを含む合金鉄、すなわち、フェロバナジウムの製造方法としては、主にテルミット法と電気炉法があり、現在ではテルミット法が主な製造方法として用いられている。
ここで、フェロバナジウムの製造原料は、含チタンバナジウム磁鉄鉱等から抽出された五酸化バナジウムであり、この五酸化バナジウムを得るには、まず、含チタンバナジウム磁鉄鉱にコークスと石灰石を混合しロータリーキルンで予備還元し、電気精錬炉で還元してバナジウムを含む銑鉄を製造する。その後、酸化精錬してバナジウムを含むスラグを炭酸ナトリウムまた塩化ナトリウムを混合して酸化焙焼した後、水を加えてバナジン酸ソーダ液を得る。そして、さらにPH調整と塩化アンモニウムを加えてバナジン酸アンモニウムとし、乾燥と溶融して五酸化バナジウムとする。
Conventionally, as a manufacturing method of alloy iron containing vanadium, that is, ferrovanadium, there are mainly a thermite method and an electric furnace method, and the thermite method is currently used as a main manufacturing method.
Here, the raw material for producing ferrovanadium is vanadium pentoxide extracted from titanium-containing vanadium magnetite or the like. To obtain this vanadium pentoxide, first, coke and limestone are mixed into titanium-containing vanadium magnetite and preliminarily used in a rotary kiln. Reduced and reduced in an electric smelting furnace to produce pig iron containing vanadium. Thereafter, the slag containing vanadium is oxidatively refined and mixed with sodium carbonate or sodium chloride and baked by oxidation, and then water is added to obtain a sodium vanadate solution. Further, pH adjustment and ammonium chloride are added to obtain ammonium vanadate, and then dried and melted to obtain vanadium pentoxide.

そして、テルミット法によるフェロバナジウムの製造方法では、例えば、酸化バナジウム、鉄源、還元剤(フェロシリコン粉およびアルミニウム粒)、および媒溶剤(鉄鉱石、ミルスケール等)との混合物を混合して混合物とし、テルミット反応炉を用いてフェロバナジウムが製造される(非特許文献1参照)。   In the method for producing ferrovanadium by the thermite method, for example, a mixture of vanadium oxide, an iron source, a reducing agent (ferrosilicon powder and aluminum particles), and a solvent (iron ore, mill scale, etc.) is mixed. And ferrovanadium is produced using a thermite reactor (see Non-Patent Document 1).

また、現在あまり用いられていないが、電気炉法によるフェロバナジウムの製造方法では、バナジウム原料、鉄源、還元剤および媒溶剤を混合して混合物とし、電気炉を用いてフェロバナジウムを製造する。ここで、還元するときにフェロシリコン、アルミニウム等の還元剤を用い、スラグ分を分離させるために微振動を与えることが提案されている(特許文献1参照)。   Moreover, although it is not so much used now, in the manufacturing method of ferrovanadium by an electric furnace method, vanadium raw material, an iron source, a reducing agent, and a solvent are mixed to make a mixture, and ferrovanadium is manufactured using an electric furnace. Here, it has been proposed to use a reducing agent such as ferrosilicon or aluminum when reducing to give a slight vibration to separate the slag (see Patent Document 1).

一方、石油系燃焼灰からニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄(Fe−Ni−V)を製造する方法も提案されている。例えば、石油系燃焼灰を溶融炉でフェロシリコンやアルミニウムで還元してFe−Ni−Vを得る方法(特許文献2参照)、石油系燃焼灰を粉砕してサイクロンで加熱後、更にフェロシリコンやアルミニウムで還元して、ニッケル、モリブデンおよびバナジウムを含む合金鉄(Fe−Ni−Mo−V)を得る方法(特許文献3参照)が提案されている。   On the other hand, a method for producing alloy iron (Fe—Ni—V) containing nickel and vanadium from petroleum combustion ash has also been proposed. For example, a method of reducing petroleum combustion ash with ferrosilicon or aluminum in a melting furnace to obtain Fe-Ni-V (see Patent Document 2), pulverizing petroleum combustion ash and heating with a cyclone, and further ferrosilicon or There has been proposed a method of obtaining alloy iron (Fe—Ni—Mo—V) containing nickel, molybdenum and vanadium by reduction with aluminum (see Patent Document 3).

また、石油系燃焼灰と還元剤および鉄源を混合して、必要に応じてブリケット等に成形し、1150℃〜1350℃で還元し、混合物もしくは成形物を炉底出鋼型電気炉に装入して、通電・溶融する方法が提案されている(特許文献4参照)。この方法では、石油系燃焼灰中のニッケル、モリブデン分は燃焼灰中のカーボンおよび別途装入されたスクラップ等の鉄源により優先還元され、ニッケルおよびモリブデンを含む合金鉄(Fe−Ni−Mo)となる。そして、回収されたスラグを還元してバナジウムを含む合金鉄(Fe−V、フェロバナジウム)を得ることができる。
日本鉄鋼協会編、鉄鋼便覧、第3版、第2巻、発行所:日本鉄鋼協会、平成14年7月30日発行、第7章第3節第5項 特開昭54−46116号公報 特開2001−316732号公報 特開2001−98339号公報 特開2004−270036号公報
Also, petroleum-based combustion ash, reducing agent, and iron source are mixed, formed into briquettes, etc. if necessary, reduced at 1150 ° C to 1350 ° C, and the mixture or molded product is mounted in a furnace bottom steel electric furnace. A method of energizing and melting is proposed (see Patent Document 4). In this method, nickel and molybdenum contents in petroleum-based combustion ash are preferentially reduced by an iron source such as carbon in the combustion ash and separately charged scrap, and alloy iron containing nickel and molybdenum (Fe-Ni-Mo). It becomes. Then, the recovered slag can be reduced to obtain alloy iron (Fe-V, ferrovanadium) containing vanadium.
Edited by Japan Iron and Steel Institute, Steel Handbook, 3rd edition, Volume 2, Issued by: Japan Iron and Steel Institute, issued July 30, 2002, Chapter 7 Section 3 Section 5 JP 54-46116 A JP 2001-316732 A JP 2001-98339 A JP 2004-270036 A

しかしながら、非特許文献1および特許文献1〜4に記載の合金鉄の製造方法では、以下に示す問題がある。   However, the methods for producing alloy iron described in Non-Patent Document 1 and Patent Documents 1 to 4 have the following problems.

非特許文献1に記載のテルミット法では、テルミット反応後のフェロバナジウムの冷却処理や破砕処理に費用がかかることが指摘されており、経済性に劣るという問題がある。また、ロータリーキルンは、ダスト発生量が多く、キルン内にダムリングが生起しやすいという問題や、原料の滞留時間にばらつきが生じるため過剰な処理搬送路の長さを必要とし、設備の設置面積が大きくなるという問題、キルンの表面積が大きくなり、熱放散量が多いため、燃料消費量が高くなる等の問題もある。   In the thermite method described in Non-Patent Document 1, it is pointed out that the cooling and crushing treatment of ferrovanadium after the thermite reaction is expensive, and there is a problem that it is inferior in economic efficiency. In addition, rotary kilns generate a large amount of dust, and dam rings are likely to occur in the kiln, and the residence time of raw materials varies, requiring an excessive length of the processing conveyance path, and the installation area of the equipment is large. There are also problems such as an increase in the surface area of the kiln and a large amount of heat dissipation, resulting in an increase in fuel consumption.

特許文献1に記載の電気炉法では、還元に高価なフェロシリコンやアルミニウムを使用し、また、得ようとするフェロバナジウムを溶融させるため、電気炉で高温にして処理する必要があり、製造コストが高くなるという問題がある。   In the electric furnace method described in Patent Document 1, it is necessary to use expensive ferrosilicon or aluminum for reduction and to melt the ferrovanadium to be obtained. There is a problem that becomes high.

また、非特許文献1および特許文献1に記載の製造方法では、原料としてバナジウム鉱石等を使用したものであるため、近年のモリブデン鉱石の高騰により、経済性に劣るという問題がある。   Moreover, since the manufacturing method described in Non-Patent Document 1 and Patent Document 1 uses vanadium ore as a raw material, there is a problem that it is inferior in economic efficiency due to a recent rise in molybdenum ore.

特許文献2に記載の製造方法では、還元に高価なフェロシリコンやアルミニウムを使用するため、製造コストが高くなるという問題がある。   In the manufacturing method described in Patent Document 2, since expensive ferrosilicon or aluminum is used for reduction, there is a problem that the manufacturing cost increases.

特許文献3に記載の製造方法では、石油系燃焼灰をサイクロンに装入して加熱、溶解させた後、還元剤と共に反応炉に装入し、金属成分を還元することによって合金鉄を得るものである。また、特許文献4に記載の製造方法では、石油系燃焼灰の還元を行った後、溶解し、回収されたスラグを還元して合金鉄を得るものである。したがって、特許文献3および特許文献4に記載の製造方法では、工程が複雑になるという問題がある。   In the production method described in Patent Document 3, a petroleum-based combustion ash is charged into a cyclone, heated and dissolved, and then charged into a reaction furnace together with a reducing agent to obtain an iron alloy by reducing metal components. It is. Moreover, in the manufacturing method of patent document 4, after reducing petroleum combustion ash, it melt | dissolves and reduces the collect | recovered slag and obtains alloy iron. Therefore, the manufacturing methods described in Patent Document 3 and Patent Document 4 have a problem that the process becomes complicated.

本発明は、前記課題に鑑みてなされたものであり、その目的は、ニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄を高効率、かつ安価に製造するニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法を提供することにある。   This invention is made | formed in view of the said subject, The objective is to provide the manufacturing method of the alloy iron containing nickel and vanadium which manufactures the alloy iron containing nickel and vanadium highly efficiently and cheaply. is there.

本発明者らはニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造を効率的、経済的に行う方法に関し、鋭意研究を重ねた結果、石油系燃焼灰に炭素質還元剤を添加し、これを加熱、溶融することで、ニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄を製造する製造方法を発明するに至った。   As a result of earnest research on the method of efficiently and economically producing alloy iron containing nickel and vanadium, the present inventors have added a carbonaceous reducing agent to petroleum-based combustion ash, and heated and melted it. As a result, the inventors have invented a production method for producing alloy iron containing nickel and vanadium.

すなわち、請求項1に係るニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法は、酸化ニッケル、酸化バナジウムおよび酸化鉄を含む石油系燃焼灰、炭素質還元剤、およびスラグ形成剤を混合する混合工程と、前記混合工程で混合した混合物を、加熱、溶融して溶融物とし、当該溶融物中に、生成したニッケルおよびバナジウム含む合金鉄を凝集させる溶融工程と、前記合金鉄を凝集させた溶融物を冷却して生成したスラグと、合金鉄とを分離する分離工程と、を含み、前記溶融工程において、加熱温度を1350〜1550℃に制御することを特徴とする。   That is, the method for producing alloy iron containing nickel and vanadium according to claim 1 comprises mixing a petroleum combustion ash containing nickel oxide, vanadium oxide and iron oxide, a carbonaceous reducing agent, and a slag forming agent, The mixture mixed in the mixing step is heated and melted to form a melt, and a melting step for aggregating the produced iron alloy containing nickel and vanadium in the melt, and cooling the melt obtained by agglomerating the alloy iron And a separation step of separating the slag produced from the alloy iron, and the heating temperature is controlled to 1350 to 1550 ° C. in the melting step.

このような製造方法によれば、混合工程において、石油系燃焼灰、炭素質還元剤、およびスラグ形成剤が混合される。そして、溶融工程において、石油系燃焼灰に含まれる酸化ニッケル、酸化バナジウムおよび酸化鉄が、炭素質還元剤の炭素によって、一旦金属ニッケル、金属バナジウムおよび金属鉄に転換され、その後さらに炭素と反応するによってFe−Ni−V−Cを生成し、その後、温度の上昇によってCを含んだFe−Ni−Vが凝集する。そして、分離工程において、生成したスラグと、Fe−Ni−Vとが分離され、ニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄が製造される。また、混合物を融点(1350℃)以上に加熱することで、混合物が溶融し、生成したスラグが溶融状態となり、Fe−Ni−Vの凝集を阻害することがない。また、加熱温度を1550℃以下に制御することで、使用電力量の増大が防止される。さらに、溶融工程で、炭素質の保持容器を用いた場合、容器の炭素が反応することで保持容器が溶解する(Fe−Ni−Vに含まれるC濃度が上昇する)ことが防止され、保持容器の損耗(溶損)が防止される。   According to such a production method, the petroleum combustion ash, the carbonaceous reducing agent, and the slag forming agent are mixed in the mixing step. In the melting step, nickel oxide, vanadium oxide and iron oxide contained in petroleum-based combustion ash are once converted into metallic nickel, metallic vanadium and metallic iron by carbon of the carbonaceous reducing agent, and then further react with carbon. To produce Fe—Ni—V—C, and then the Fe—Ni—V containing C agglomerates as the temperature rises. In the separation step, the generated slag and Fe—Ni—V are separated, and alloy iron containing nickel and vanadium is manufactured. In addition, by heating the mixture to the melting point (1350 ° C.) or higher, the mixture is melted, and the generated slag is in a molten state without inhibiting the aggregation of Fe—Ni—V. Further, by controlling the heating temperature to 1550 ° C. or less, an increase in the amount of power used can be prevented. Furthermore, when a carbonaceous holding container is used in the melting step, the holding container is prevented from dissolving due to the reaction of the carbon in the container (the concentration of C contained in Fe-Ni-V is increased) and held. The wear and tear of the container is prevented.

請求項2に係るニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法は、前記スラグ形成剤としてCaO供給物質およびSiO供給物質のうちの少なくとも1種を用い、前記混合物中のCaOとSiOの比率(CaO/SiO)が質量比で0.2〜1.65であることを特徴とする。 The method for producing alloy iron containing nickel and vanadium according to claim 2 uses at least one of a CaO supply substance and a SiO 2 supply substance as the slag forming agent, and a ratio of CaO and SiO 2 in the mixture ( wherein the CaO / SiO 2) is 0.2 to 1.65 in mass ratio.

このような製造方法によれば、混合物中のCaOとSiOの比率(CaO/SiO)を質量比で0.2〜1.65とすることで、混合物が溶融し、生成したスラグが溶融状態となり、Fe−Ni−Vが凝集しやすくなる。また、石油系燃焼灰に含まれていたSがスラグに固定化しやすくなる。なお、ここでのCaO供給物質とは、CaOを含有する物質の他、CaOそのものや、その他のCaの酸化物のことをいう。また、SiO供給物質とは、SiOを含有する物質の他、SiOそのものや、その他のSiの酸化物のことをいう。 According to such a manufacturing method, the ratio of CaO to SiO 2 in the mixture (CaO / SiO 2 ) is 0.2 to 1.65 by mass ratio, so that the mixture melts and the generated slag melts. It becomes a state and Fe-Ni-V tends to aggregate. Moreover, it becomes easy to fix S contained in the petroleum-based combustion ash to the slag. Here, the CaO supply substance refers to CaO itself and other Ca oxides in addition to substances containing CaO. Further, the SiO 2 feed materials, other materials containing SiO 2, SiO 2 itself and refers to the oxides of other Si.

請求項3に係るニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法は、前記混合物中の炭素量と、前記石油系燃焼灰中の酸化鉄、酸化ニッケルおよび酸化バナジウムに含まれる酸素量の比率(C/O)がモル比で1以上であり、かつ、前記炭素質還元剤に含まれる炭素が、生成する合金鉄中に、6質量%以下残留するように、前記炭素質還元剤を配合することを特徴とする。   The method for producing an alloy iron containing nickel and vanadium according to claim 3 is a ratio of the amount of carbon in the mixture and the amount of oxygen contained in the iron oxide, nickel oxide and vanadium oxide in the petroleum combustion ash (C / O) is 1 or more in molar ratio, and the carbonaceous reducing agent is blended so that the carbon contained in the carbonaceous reducing agent remains 6 mass% or less in the produced alloy iron. Features.

このような製造方法によれば、石油系燃焼灰に含まれる酸化ニッケル、酸化バナジウムおよび酸化鉄を還元するのに必要な炭素量が供給されるとともに、比率(C/O)がモル比で1を超えた場合に、生成したフェロバナジウムに炭素が浸炭することで、金属としての融点が低下する。また、溶融工程で、炭素質の保持容器を用いた場合、容器の炭素が反応することで保持容器が溶解することが防止され、保持容器の損耗(溶損)が防止される。   According to such a manufacturing method, the amount of carbon necessary for reducing nickel oxide, vanadium oxide and iron oxide contained in petroleum-based combustion ash is supplied, and the ratio (C / O) is 1 in molar ratio. When the carbon content exceeds 1, the carburization of the produced ferrovanadium lowers the melting point as a metal. In addition, when a carbonaceous holding container is used in the melting step, the holding container is prevented from dissolving due to the reaction of carbon in the container, and wear (melting damage) of the holding container is prevented.

請求項4に係るニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法は、前記CaO供給物質として、炭酸カルシウムおよび生石灰のうちの少なくとも1種を用いることを特徴とする。
このような製造方法によれば、CaO供給物質として炭酸カルシウムおよび生石灰のうちの少なくとも1種を用いることで、効率よくCaOを供給することができ、また、経済性が向上する。
The method for producing alloy iron containing nickel and vanadium according to claim 4 is characterized in that at least one of calcium carbonate and quicklime is used as the CaO supply substance.
According to such a manufacturing method, CaO can be efficiently supplied by using at least one of calcium carbonate and quicklime as a CaO supply substance, and economic efficiency is improved.

請求項5に係るニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法は、前記溶融工程において、前記混合物を溶融するための保持容器に炭素質材料を用いることを特徴とする。
このような製造方法によれば、保持容器からのスラグの取り出しが容易になる。
The method for producing alloy iron containing nickel and vanadium according to claim 5 is characterized in that, in the melting step, a carbonaceous material is used for a holding container for melting the mixture.
According to such a manufacturing method, it becomes easy to take out the slag from the holding container.

請求項6に係るニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法は、前記溶融工程において、前記混合物を溶融するために回転炉床炉を用いることを特徴とする。
このような製造方法によれば、ダスト等の発生を抑制でき、また、設備費、設備面積を節減できるため、より効率的にニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄(Fe−Ni−V)を製造することができる。
A method for producing an alloy iron containing nickel and vanadium according to claim 6 is characterized in that, in the melting step, a rotary hearth furnace is used to melt the mixture.
According to such a manufacturing method, generation of dust and the like can be suppressed, and equipment costs and equipment area can be reduced. Therefore, alloy iron containing nickel and vanadium (Fe-Ni-V) is more efficiently manufactured. be able to.

請求項7に係るニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法は、前記溶融工程において、前記混合物を前記回転炉床炉の炉床上へ装入する前に、当該炉床上に炭素質粉末を敷いておくことを特徴とする。
このような製造方法によれば、炉床上に炭素質粉末を敷いておくことで、炉床に用いる耐火物素材の溶損が防止され、また、炉内が高い還元ポテンシャルに維持され、金属化率が一段と高まる。
The method for producing an iron alloy containing nickel and vanadium according to claim 7 is characterized in that, in the melting step, before charging the mixture onto the hearth of the rotary hearth furnace, carbonaceous powder is spread on the hearth. It is characterized by leaving.
According to such a manufacturing method, by laying the carbonaceous powder on the hearth, the refractory material used for the hearth is prevented from being melted, and the inside of the furnace is maintained at a high reduction potential, and the metallization is performed. The rate will increase further.

請求項8に係るニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法は、前記炭素質粉末を、前記炉床上に2mm以上の厚みで敷いておくことを特徴とする。
このような製造方法によれば、炉床上に炭素質粉末を敷いておくことによる作用が向上する。
The method for producing alloy iron containing nickel and vanadium according to claim 8 is characterized in that the carbonaceous powder is spread on the hearth with a thickness of 2 mm or more.
According to such a manufacturing method, the effect | action by laying carbonaceous powder on a hearth improves.

本発明の請求項1に係る製造方法によれば、ニッケル濃度およびバナジウム濃度の高い合金鉄を安定して、高効率、かつ経済的に(安価に)製造できる。また、保持容器の溶損も起こすことなく製造を可能とする。
請求項2に係る製造方法によれば、合金鉄中のS濃度を抑制することができ、混合物が溶解しやすくなる。それにより、合金鉄が凝集しやすくなり、ニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄が高効率で製造できる。
請求項3に係る製造方法によれば、酸化ニッケル、酸化バナジウムおよび酸化鉄を還元するのに必要な炭素量が供給されることで、ニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄が高効率で製造できる。また、余分な炭素を配合することで、金属としての融点が低下し、低温でニッケル濃度およびバナジウム濃度が高い合金鉄を製造できる。さらに、保持容器の溶損も起きにくくなる。
請求項4に係る製造方法によれば、効率的、経済的にCaOを供給できる。
According to the manufacturing method according to claim 1 of the present invention, it is possible to stably manufacture high-efficiency and economically (cheaply) alloy iron having high nickel concentration and vanadium concentration. Further, the production can be performed without causing melting of the holding container.
According to the manufacturing method which concerns on Claim 2, S concentration in alloy iron can be suppressed and a mixture becomes easy to melt | dissolve. Thereby, the iron alloy is easily aggregated, and the iron alloy containing nickel and vanadium can be manufactured with high efficiency.
According to the manufacturing method which concerns on Claim 3, alloy iron containing nickel and vanadium can be manufactured with high efficiency by supplying the carbon amount required for reducing nickel oxide, vanadium oxide, and iron oxide. Further, by adding excess carbon, the melting point as a metal is lowered, and an alloy iron having a high nickel concentration and a high vanadium concentration can be produced at a low temperature. In addition, the holding container is less likely to melt.
According to the manufacturing method which concerns on Claim 4, CaO can be supplied efficiently and economically.

請求項5に係る製造方法によれば、スラグを保持容器から容易に取り出すことができる。
請求項6に係る製造方法によれば、高効率、かつ経済的にニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄を製造できる。
請求項7に係る製造方法によれば、炉床に用いられる耐火素材の溶損が防止されると共に、金属化率を向上させることができる。
請求項8に係る製造方法によれば、耐火素材の溶損の防止効果や、金属化率をより向上させることができる。
According to the manufacturing method of the fifth aspect, the slag can be easily taken out from the holding container.
According to the manufacturing method according to the sixth aspect, alloy iron containing nickel and vanadium can be manufactured efficiently and economically.
According to the manufacturing method according to the seventh aspect, the refractory material used for the hearth can be prevented from being melted and the metallization rate can be improved.
According to the manufacturing method according to the eighth aspect, the effect of preventing the refractory material from melting and the metallization rate can be further improved.

次に、図面を参照して本発明に係るニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄(以下、適宜「合金鉄」ともいう)の製造方法およびこの製造方法で製造された合金鉄について詳細に説明する。なお、参照する図面において、図1(a)は、合金鉄の製造方法のフローを示す図、(b)は、各工程における物質のフローを示す図である。   Next, a method for producing alloy iron containing nickel and vanadium according to the present invention (hereinafter also referred to as “alloy iron” as appropriate) and an alloy iron produced by this production method will be described in detail with reference to the drawings. In the drawings to be referred to, FIG. 1 (a) is a diagram showing a flow of a manufacturing method of alloy iron, and (b) is a diagram showing a flow of a substance in each step.

≪合金鉄の製造方法≫
図1(a)に示すように、合金鉄の製造方法は、混合工程(S1)と、溶融工程(S2)と、分離工程(S3)と、を含むものである。
以下、各工程について説明する。
≪Method for producing alloy iron≫
As shown to Fig.1 (a), the manufacturing method of alloy iron includes a mixing process (S1), a fusion | melting process (S2), and a isolation | separation process (S3).
Hereinafter, each step will be described.

<混合工程>
混合工程(S1)は、図1(b)に示すように、石油系燃焼灰、炭素質還元剤およびスラグ形成剤を混合する工程である。以下、混合物を適宜「原料」ともいう。
<Mixing process>
The mixing step (S1) is a step of mixing petroleum combustion ash, a carbonaceous reducing agent, and a slag forming agent as shown in FIG. 1 (b). Hereinafter, the mixture is also referred to as “raw material” as appropriate.

[石油系燃焼灰]
石油系燃焼灰は、EP灰、炉内付着灰、炉内堆積灰等であって、酸化ニッケル、酸化バナジウムおよび酸化鉄を含む灰を用いる。石油系燃焼灰は、オイルコークスを用いたボイラーより回収された灰を湿式造粒にて炭素分を分離したEP灰造粒後残渣であることが好ましい。なお、石油系燃焼灰が水分を多く含む場合は、事前に乾燥しておくことが好ましい。このとき、石油系燃焼灰に含まれる水分は10質量%以下が好ましい。
[Petroleum combustion ash]
Petroleum combustion ash is EP ash, in-furnace ash, in-furnace ash, etc., and ash containing nickel oxide, vanadium oxide and iron oxide is used. The petroleum-based combustion ash is preferably a residue after EP ash granulation in which ash recovered from a boiler using oil coke is carbonized by wet granulation. In addition, when petroleum combustion ash contains much moisture, it is preferable to dry beforehand. At this time, the water content in the petroleum combustion ash is preferably 10% by mass or less.

[炭素質還元剤]
炭素質還元剤は、石油系燃焼灰中の酸化ニッケル、酸化バナジウムおよび酸化鉄を還元するものである。炭素質還元剤としては、固定炭素を含むものであればよく、石炭、コークス、木炭、廃トナー、バイオマスの炭化物等を用いることができ、また、これらを適宜混合して用いてもよい。
[Carbonaceous reducing agent]
A carbonaceous reducing agent reduces nickel oxide, vanadium oxide, and iron oxide in petroleum combustion ash. Any carbonaceous reducing agent may be used as long as it contains fixed carbon, and coal, coke, charcoal, waste toner, biomass carbide, and the like may be used as appropriate.

混合物中における炭素質還元剤の配合率は、所望のニッケル濃度およびバナジウム濃度(目標Ni濃度および目標V濃度)から計算される。そして、石油系燃焼灰中の酸化ニッケル、酸化バナジウムおよび酸化鉄を、加熱炉内で還元するのに必要な炭素量以上となるように決定する。   The compounding ratio of the carbonaceous reducing agent in the mixture is calculated from the desired nickel concentration and vanadium concentration (target Ni concentration and target V concentration). And it determines so that it may become more than the amount of carbon required in order to reduce nickel oxide, vanadium oxide, and iron oxide in petroleum combustion ash in a heating furnace.

また、配合する炭素質還元剤(固定炭素)の量は、前記の物質(石炭等)に含まれる固定炭素質量を考慮して配合すればよいが、前記混合物中の炭素量と、前記石油系燃焼灰中の酸化ニッケル、酸化バナジウムおよび酸化鉄に含まれる酸素量との比率(C/O)がモル比で1以上であり、かつ、炭素質還元剤に含まれる炭素が、生成する合金鉄中に6質量%以下(0質量%を含む)、好ましくは0.2質量%以下残留するように炭素質還元剤を配合することが好ましい。なお、炭素量と酸素量の比率(C/O)がモル比で1、炭素が0質量%残留の場合には、生成する合金鉄中に炭素が残留していない状態である。   Moreover, the amount of carbonaceous reducing agent (fixed carbon) to be blended may be blended in consideration of the mass of fixed carbon contained in the substance (coal, etc.), but the amount of carbon in the mixture and the petroleum type Alloy iron in which the ratio (C / O) to the amount of oxygen contained in nickel oxide, vanadium oxide and iron oxide in combustion ash is 1 or more in terms of molar ratio, and carbon contained in the carbonaceous reducing agent is generated It is preferable to blend a carbonaceous reducing agent so that it remains 6 mass% or less (including 0 mass%), preferably 0.2 mass% or less. In addition, when the ratio of carbon amount to oxygen amount (C / O) is 1 in molar ratio and carbon is 0% by mass, no carbon remains in the produced alloy iron.

これにより、酸化ニッケル、酸化バナジウムおよび酸化鉄を還元するのに必要な炭素量が供給される。さらに、生成した合金鉄に炭素が浸炭することで、金属としての融点が低下することから、ある程度の炭素が浸炭できるよう余分に炭素を配合しておくことが好ましい。これにより、得られる合金鉄に炭素が移行して金属としての融点が下がることで、低温でニッケル濃度およびバナジウム濃度の高い合金鉄を製造することが可能となる。また、既に炭素が合金鉄中に存在することから、炭素質の保存容器を用いても、保存容器の炭素が合金鉄と反応することがなくなり、保存容器の溶損を防止することが可能となる。   This supplies the amount of carbon necessary to reduce nickel oxide, vanadium oxide and iron oxide. Furthermore, since carbon is carburized into the produced alloy iron, the melting point as a metal is lowered. Therefore, it is preferable to add extra carbon so that a certain amount of carbon can be carburized. Thereby, it becomes possible to manufacture alloy iron with high nickel concentration and high vanadium concentration at a low temperature by transferring carbon to the obtained alloy iron and lowering the melting point as a metal. In addition, since carbon is already present in the alloy iron, even if a carbonaceous storage container is used, the carbon in the storage container does not react with the alloy iron, and it is possible to prevent melting of the storage container. Become.

混合物中の炭素量と石油系燃焼灰中の酸素量との比率(C/O)がモル比で1未満では、酸化ニッケル、酸化バナジウムおよび酸化鉄が還元されにくくなり、また、炭素質還元剤に含まれる炭素が合金鉄に移行しない。一方、1350〜1550℃で加熱、溶融させる際には、生成する合金鉄中に、炭素が6質量%を超えるように炭素質還元剤を配合しても、これ以上、炭素が合金鉄中に溶解(浸炭)できないため、6質量%を超えるように配合する必要はない。   When the ratio (C / O) of the amount of carbon in the mixture to the amount of oxygen in the petroleum-based combustion ash is less than 1, the nickel oxide, vanadium oxide and iron oxide are difficult to be reduced, and the carbonaceous reducing agent Carbon contained in does not migrate to alloy iron. On the other hand, when heating and melting at 1350 to 1550 ° C., even if a carbonaceous reducing agent is blended in the produced alloy iron so that the carbon exceeds 6% by mass, the carbon is further contained in the alloy iron. Since it cannot be dissolved (carburized), it is not necessary to add more than 6 mass%.

[スラグ形成剤]
スラグ形成剤は、スラグを形成させるためのものであり、また、スラグにSを固定化するために、配合するものである。スラグ形成剤は、CaO供給物質(CaO含有物質)およびSiO供給物質(SiO含有物質)のうちの少なくとも1種を用いることが好ましい。
[Slag forming agent]
The slag forming agent is for forming slag, and is added for immobilizing S in the slag. As the slag forming agent, it is preferable to use at least one of a CaO supply substance (CaO-containing substance) and a SiO 2 supply substance (SiO 2 -containing substance).

(CaO供給物質)
CaO供給物質としては、混合物中にCaOを供給(配合)できる物質であれば特に限定されるものではないが、効率性、経済性の観点から、炭酸カルシウム(石灰)および生石灰のうちの少なくとも1種を用いることが好ましく、消石灰等を用いてもよい。また、不純物としてSiOを含んでもよい。さらに、SiO以外の不純物を含むものであれば、CaOの含有量を考慮して、配合量を決定する。なお、これらは、混合して用いてもよい。また、配合量を決定する際には、石油系燃焼灰および炭素質還元剤(炭素供給物質)に不純物として含まれる量も考慮して配合量を決定する。
(CaO supply substance)
The CaO supply substance is not particularly limited as long as it is a substance capable of supplying (compounding) CaO in the mixture, but at least one of calcium carbonate (lime) and quicklime from the viewpoint of efficiency and economy. It is preferable to use seeds, and slaked lime or the like may be used. Further, SiO 2 may be contained as an impurity. Furthermore, if it contains impurities other than SiO 2 , the blending amount is determined in consideration of the content of CaO. In addition, you may use these, mixing. Further, when determining the blending amount, the blending amount is determined in consideration of the amount contained as impurities in the petroleum combustion ash and the carbonaceous reducing agent (carbon supply substance).

(SiO供給物質)
SiO供給物質としては、混合物中にSiOを供給(配合)できる物質であれば特に限定されるものではないが、けい石やけい砂等を用いることができる。また、不純物としてCaOを含んでもよい。なお、これらの使用においては、100μm程度以下に粉砕することが望ましい。
また、CaOおよびSiOを同時に含有する鉱物として、Wollasteniteも使用することができる。なお、SiOは、CaOと反応させることで、溶融工程(S2)での加熱温度で混合物をスラグとして溶融させるために配合するものである。
(SiO 2 supply substance)
The SiO 2 supply substance is not particularly limited as long as it is a substance capable of supplying (compounding) SiO 2 in the mixture, and silica stone, silica sand, or the like can be used. Further, CaO may be included as an impurity. In addition, in using these, it is desirable to grind | pulverize to about 100 micrometers or less.
Wollastite can also be used as a mineral containing CaO and SiO 2 at the same time. Incidentally, SiO 2, by reaction with CaO, is intended to be blended in order to melt the mixture as a slug at a heating temperature in the melting step (S2).

なお、前記した石油系燃焼灰および炭素質還元剤等には、不純物としてCaO、SiOが含まれる。したがって、混合物中のCaOとSiOの比率(CaO/SiO)が質量比で0.2〜1.65となるように、不純物として含まれるCaO、SiOに加えて、さらにCaO供給物質またはSiO供給物質を配合することが好ましい。 Note that the petroleum-based combustion ash and the carbonaceous reducing agent described above contain CaO and SiO 2 as impurities. Thus, as CaO and SiO 2 ratio in the mixture (CaO / SiO 2) is 0.2 to 1.65 in mass ratio, CaO contained as impurities, in addition to SiO 2, further CaO feed material or It is preferable to mix a SiO 2 supply substance.

ここで、石油系燃焼灰および炭素質還元剤中に、CaO供給物質およびSiO供給物質のうちの少なくとも1種を添加(混合)する場合、混合物中のCaOとSiOの比率(CaO/SiO)が質量比で0.2〜1.65となるように配合することで全体の配合率を決定する。質量比が0.2未満であると、石油系燃焼灰中のSをスラグ中に固定しにくくなるのに加え、スラグの融点が上昇し、混合物が溶融(溶解)しにくくなる。一方、CaOとSiOの比率(CaO/SiO)は、大きいほどSを固定する能力が大きくなるため、大きな値となるよう配合することが好ましいが、質量比が1.65を超えると、0.2未満の場合と同様、スラグの融点が上昇し、混合物が溶融(溶解)しにくくなる。 Here, when adding (mixing) at least one of the CaO supply substance and the SiO 2 supply substance to the petroleum combustion ash and the carbonaceous reducing agent, the ratio of CaO and SiO 2 in the mixture (CaO / SiO 2). 2 ) is blended so that the mass ratio is 0.2 to 1.65, thereby determining the overall blending ratio. If the mass ratio is less than 0.2, it becomes difficult to fix S in the petroleum-based combustion ash in the slag, the melting point of the slag rises, and the mixture becomes difficult to melt (dissolve). On the other hand, the larger the ratio of CaO and SiO 2 (CaO / SiO 2 ), the larger the ability to fix S, so it is preferable to blend so as to have a large value, but when the mass ratio exceeds 1.65, As in the case of less than 0.2, the melting point of the slag rises and the mixture becomes difficult to melt (dissolve).

さらに、混合物中にCaOおよびSiOを少量しか含まない場合には、得られる合金鉄量の質量に対してスラグの質量が0.1倍以上となるようにしてスラグを副生成させて、原料中に含まれるS分を固定化させることが好ましい。なお、得られる合金鉄量とは、配合した石油系燃焼灰中のニッケル量、バナジウム量および鉄量の合計である。 Furthermore, when the mixture contains only a small amount of CaO and SiO 2 , slag is by-produced so that the mass of the slag is 0.1 times or more of the mass of the obtained iron alloy, and the raw material It is preferable to immobilize the S content contained therein. The amount of alloy iron obtained is the total amount of nickel, vanadium and iron in the blended petroleum-based combustion ash.

ここで、図1(b)に示すように、石油系燃焼灰、炭素質還元剤およびスラグ形成剤を混合するには混合機(例えば、スクリュー型ミキサー)を用いる。また、混合した混合物は造粒機で塊成化することが好ましい。混合物を塊成化することにより、加熱炉からのダスト発生量が減るとともに、加熱炉内における混合物(塊成物)内部の反応の結果生成するCOガスが移動しやすくなり、このCOガスによって原料がダストとなることが防止できるためである。造粒機としては、ブリケットプレス等の圧縮成形機やパンペレタイザー等の転動造粒機のほか押出成形機を用いてもよい。
なお、原料中に水分を多く含む場合は、事前に乾燥しておくことが好ましい。乾燥の度合いは混合工程での混合手段(本実施の形態では混合機)を考慮して決定し、原料中の水分は10質量%以下が好ましい。また、造粒後の混合物(塊成物)の水分が高い場合は加熱炉に装入する前に乾燥してもよい。
Here, as shown in FIG. 1B, a mixer (for example, a screw-type mixer) is used to mix the petroleum-based combustion ash, the carbonaceous reducing agent, and the slag forming agent. Moreover, it is preferable to agglomerate the mixed mixture with a granulator. By agglomerating the mixture, the amount of dust generated from the heating furnace is reduced, and the CO gas generated as a result of the reaction inside the mixture (agglomerate) in the heating furnace becomes easy to move. It is because it can prevent that becomes dust. As the granulator, in addition to a compression molding machine such as a briquette press and a rolling granulator such as a pan pelletizer, an extrusion molding machine may be used.
In addition, when a raw material contains much water | moisture content, it is preferable to dry beforehand. The degree of drying is determined in consideration of the mixing means (mixer in the present embodiment) in the mixing step, and the water content in the raw material is preferably 10% by mass or less. Moreover, when the water | moisture content of the mixture (aggregate) after granulation is high, you may dry before charging to a heating furnace.

<溶融工程>
溶融工程(S2)は、混合工程(S1)で混合した混合物を加熱、溶融して溶融物とし、この溶融物中に、生成した合金鉄を凝集させる工程であり、また、還元反応を起こす工程でもある。
図1(b)に示すように、混合機で混合した混合物または造粒機で造粒した塊成物は、加熱炉に装入して加熱、溶融する。加熱炉としては抵抗加熱炉、誘導加熱炉等のるつぼを備えた炉を使用することができる。また、この他の加熱炉としては、回転炉床炉(RHF)や直線炉、多段炉等が使用でき、これらの移動炉床炉は、被加熱物である混合物(塊成物)が炉床上に静置されるため、ダスト等の発生が少なく、また、いずれの炉もコンパクトであり、ロータリーキルンに比べて設備費、設置面積を節減できる。
<Melting process>
The melting step (S2) is a step in which the mixture mixed in the mixing step (S1) is heated and melted to form a melt, and the produced alloy iron is aggregated in the melt, and a reduction reaction is caused. But there is.
As shown in FIG.1 (b), the mixture mixed with the mixer or the agglomerate granulated with the granulator is charged into a heating furnace and heated and melted. As a heating furnace, a furnace equipped with a crucible such as a resistance heating furnace or an induction heating furnace can be used. As other heating furnaces, rotary hearth furnaces (RHF), linear furnaces, multi-stage furnaces, etc. can be used. In these moving hearth furnaces, the mixture (agglomerate) to be heated is on the hearth. Therefore, all the furnaces are compact and can save equipment costs and installation area compared to rotary kilns.

次に、溶融工程(S2)における還元反応の一例として、石油系燃焼灰中の酸化鉄の酸化形態がFe、酸化ニッケルの酸化形態がNiO、酸化バナジウムの酸化形態がVの場合について説明する。本発明の反応は次式で示される。ここで、Cは炭素質還元剤である。
Fe+V+NiO+9C→2Fe+2V+Ni+9CO
Next, as an example of the reduction reaction in the melting step (S2), the oxidation form of iron oxide in petroleum combustion ash is Fe 2 O 3 , the oxidation form of nickel oxide is NiO, and the oxidation form of vanadium oxide is V 2 O 5. The case will be described. The reaction of the present invention is represented by the following formula. Here, C is a carbonaceous reducing agent.
Fe 2 O 3 + V 2 O 5 + NiO + 9C → 2Fe + 2V + Ni + 9CO

なお、スラグ形成剤として使用するCaO、SiO等は、炭素によって還元することが困難なため、加熱時にも酸化物としての形態をとどめており、スラグとして存在する。 Incidentally, CaO used as slag forming agent, the SiO 2 and the like, because it is difficult to reduce the carbon has kept the form as an oxide even when heated, it is present as a slag.

この反応過程においては、原料に含まれるFe、NiOおよびVは、炭素によって一旦金属鉄、金属ニッケルおよび金属バナジウムに転換され、その後さらに炭素と反応するによってFe−Ni−V−Cとなり、一段の加熱処理により歩留りを下げることなく炭素を含んだ合金鉄(ニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄、Fe−Ni−V)が製造される。 In this reaction process, Fe 2 O 3 , NiO and V 2 O 5 contained in the raw material are once converted into metallic iron, metallic nickel and metallic vanadium by carbon, and then further reacted with carbon to form Fe—Ni—V. -C, alloy iron containing carbon (alloy iron containing nickel and vanadium, Fe-Ni-V) is produced without lowering the yield by one-step heat treatment.

また、混合物(塊成物)を溶融させるためには、融点以上に加熱する必要がある。このため、加熱温度(最高加熱温度)は1350℃以上であることが必要である。ただし、混合物を溶融するにあたって、加熱に保持する物体が必要である電気炉等を用いる場合には、炭素質の成型体を用いなければ、溶融後保持容器から溶融物を取り出すことが困難である。また、使用電力量の増大を防止する観点から、あるいは、後記するように、炭素質材料の保持容器で加熱した場合、温度を上げると、生成した合金鉄と容器の炭素が反応して、合金鉄に含まれるC濃度が上昇する(容器が溶損する)ことから、1550℃以下で加熱する。また、スラグ形成剤がSiOを含む場合には、加熱温度が高いと、合金鉄と共存するスラグに含まれるSiOが、保持容器の炭素で還元される。その結果、合金鉄中にSiが歩留まって、合金鉄のSi濃度が上昇する。したがって、1550℃以下で加熱する。 Moreover, in order to melt a mixture (agglomerated material), it is necessary to heat more than melting | fusing point. For this reason, the heating temperature (maximum heating temperature) needs to be 1350 ° C. or higher. However, in the case of using an electric furnace or the like that requires an object to be held for heating when melting the mixture, it is difficult to take out the melt from the holding container after melting unless a carbonaceous molded body is used. . Also, from the viewpoint of preventing an increase in the amount of power used, or as described later, when heated in a carbonaceous material holding container, when the temperature is increased, the generated iron alloy reacts with the carbon in the container, and the alloy Since the concentration of C contained in iron increases (the container melts), heating is performed at 1550 ° C. or lower. Further, when the slag forming agent contains SiO 2 , when the heating temperature is high, SiO 2 contained in the slag coexisting with the alloy iron is reduced by carbon in the holding container. As a result, Si yields in the alloy iron and the Si concentration of the alloy iron increases. Therefore, it heats at 1550 degrees C or less.

なお、本発明で製造する合金鉄は、溶融したスラグ内に合金鉄粒子として生成するものであるが、前記加熱温度の範囲においては、この合金鉄粒子は固体もしくは液体である。このため、加熱温度で保持している間に、合金鉄粒子は、溶融しているスラグと共存しながら凝集し、合金鉄が塊となってスラグと合金鉄が物理的に分離した状態となる。すなわち、保持容器を使用する場合には、溶融物を所定時間、保持容器内で経過させることで、移動炉床炉を使用する場合には、炉床を移動させることで、生成した合金鉄を凝集させる。なお、保持容器を使用して多層装入して加熱する場合は、前記加熱温度で、30分〜1時間間保持することが好ましい。また、副生成させるスラグは、処理温度において溶融していなければ、生成した合金鉄粒子が凝集するのをスラグが阻害し、スラグと合金鉄を分離することができない。   In addition, although the alloy iron manufactured by this invention produces | generates as an alloy iron particle in the molten slag, in the range of the said heating temperature, this alloy iron particle is a solid or a liquid. For this reason, while being held at the heating temperature, the alloy iron particles aggregate while coexisting with the molten slag, and the alloy iron becomes a lump and the slag and the alloy iron are physically separated. . That is, when a holding vessel is used, the molten iron is allowed to pass through the holding vessel for a predetermined time, and when a moving hearth furnace is used, the generated iron alloy is removed by moving the hearth. Aggregate. In addition, when carrying out multilayer charging using a holding | maintenance container and heating, it is preferable to hold | maintain for 30 minutes-1 hour at the said heating temperature. Further, if the slag to be by-produced is not melted at the processing temperature, the slag inhibits the generated alloy iron particles from aggregating, and the slag and the alloy iron cannot be separated.

次に、加熱炉で混合物(塊成物)を溶融(溶解)する場合の一例として、回転炉床式加熱還元炉(回転炉床炉)を用いた場合について説明する。
図2は、回転炉床式加熱還元炉を模式的に示す模式図である。図2に示すように、回転炉床式加熱還元炉10では、まず、混合工程で混合した混合物が原料投入ホッパー1を通して、回転炉床2上へ連続的に装入される。なお、混合物の装入に先立って、原料投入ホッパー1から回転炉床2上に粉粒状の炭素質物質を装入して敷き詰めておき、その上に混合物を装入するようにしてもよい。回転炉床式加熱還元炉10のように保持容器を用いない場合、回転炉床2に耐火物素材を用い、その上に粉末上の炭素含有物質を積層させ、その上に混合物を置いて加熱する事で、耐火物素材が溶損することを防止できる。また、炭素質粉末の作用によって炉内を高い還元ポテンシャルに維持することができ、金属化率が一段と高められる。なお、この場合、炭素質粉末は、炉床上に2mm以上の厚みで敷いておくことが好ましい。厚みを2mm以上とすることで、前記効果が発揮されやすくなる。一方、厚すぎると、混合物を回転炉床2上に封入しにくくなり、また、前記効果が飽和するため、上限は、7.5mm以下とすることが好ましい。
Next, as an example of melting (dissolving) a mixture (agglomerate) in a heating furnace, a case where a rotary hearth type heating reduction furnace (rotary hearth furnace) is used will be described.
FIG. 2 is a schematic diagram schematically showing a rotary hearth-type heat reduction furnace. As shown in FIG. 2, in the rotary hearth type heating reduction furnace 10, first, the mixture mixed in the mixing step is continuously charged onto the rotary hearth 2 through the raw material charging hopper 1. Prior to the charging of the mixture, a granular carbonaceous material may be charged and spread on the rotary hearth 2 from the raw material charging hopper 1 and the mixture may be charged thereon. When a holding vessel is not used as in the rotary hearth type heating reduction furnace 10, a refractory material is used for the rotary hearth 2, a carbon-containing substance on the powder is laminated thereon, and a mixture is placed on the material and heated. By doing so, the refractory material can be prevented from melting. Further, the inside of the furnace can be maintained at a high reduction potential by the action of the carbonaceous powder, and the metallization rate is further increased. In this case, the carbonaceous powder is preferably laid on the hearth with a thickness of 2 mm or more. By setting the thickness to 2 mm or more, the above effect is easily exhibited. On the other hand, if it is too thick, it becomes difficult to enclose the mixture on the rotary hearth 2 and the effect is saturated. Therefore, the upper limit is preferably set to 7.5 mm or less.

そして、回転炉床2は反時計方向に回転し、操業条件によって異なるが、通常は8分から16分程度で1周する。回転炉床2の上方側壁および/または天井部には燃焼バーナー3が複数個設けられており、燃料を供給することで燃焼させた燃焼バーナーの燃焼熱あるいはその輻射熱によって炉床部に熱が供給される。   Then, the rotary hearth 2 rotates counterclockwise and normally makes one turn in about 8 to 16 minutes, depending on the operating conditions. A plurality of combustion burners 3 are provided on the upper side wall and / or the ceiling of the rotary hearth 2, and heat is supplied to the hearth by the combustion heat of the combustion burner burned by supplying fuel or its radiant heat. Is done.

耐火物素材で構成された回転炉床2上に装入された混合物は、回転炉床2上で還元炉10内を周方向へ移動する際に、燃焼バーナー3からの燃焼熱や輻射熱によって加熱され、当該還元炉10内の加熱帯を通過する間に、混合物内の酸化ニッケル、酸化バナジウムおよび酸化鉄は固体還元された後、副生成する溶融スラグと共存しながら、かつ残余の炭素質還元剤による浸炭を受けて軟化しながら粒状に凝集して合金鉄粒子となり、合金鉄の塊とスラグの塊が互いに密着した状態の金属塊(還元固化物)4となる。なお、還元炉10の操業温度は1350℃〜1550℃の範囲とする。そして、この金属塊4は、還元炉10の下流側ゾーンで冷却固化された後、スクリュー等の排出装置5によって回転炉床2上から、排出ホッパー6へ排出される。なお、回転炉床2上から排出ホッパー6へ排出した後に冷却してもよい。このようにして生成したスラグと合金鉄からなる金属塊4は、後記するように、分離工程(S3)で、スラグと合金鉄に分離する。なお、還元炉10内に発生した排ガスは、排ガスダクト7から排出される。   The mixture charged on the rotary hearth 2 made of the refractory material is heated by the combustion heat and radiant heat from the combustion burner 3 when moving in the reduction furnace 10 on the rotary hearth 2 in the circumferential direction. While passing through the heating zone in the reduction furnace 10, the nickel oxide, vanadium oxide and iron oxide in the mixture are solid-reduced and then coexist with the by-product molten slag and the remaining carbonaceous reduction. The alloy iron particles are agglomerated into particles while being softened by receiving the carburizing by the agent, and become a metal lump (reduced solidified product) 4 in a state where the lump of alloy iron and the lump of slag are in close contact with each other. The operating temperature of the reduction furnace 10 is in the range of 1350 ° C to 1550 ° C. And after this metal lump 4 is cooled and solidified in the downstream zone of the reduction furnace 10, it is discharged from the rotary hearth 2 to the discharge hopper 6 by a discharge device 5 such as a screw. In addition, you may cool after discharging | emitting from the rotary hearth 2 to the discharge hopper 6. FIG. The metal lump 4 made of slag and alloy iron thus produced is separated into slag and alloy iron in the separation step (S3), as will be described later. The exhaust gas generated in the reduction furnace 10 is discharged from the exhaust gas duct 7.

<分離工程>
分離工程(S3)は、合金鉄を凝集させた溶融物を冷却して生成したスラグと、合金鉄とを分離する工程である。
図1(b)に示すように、加熱炉内で溶融、還元された溶融物である溶融混合物(還元混合物)は、加熱終了後冷却して、るつぼ(保持容器)もしくは炉床から排出する。なお、冷却は、保持容器を使用する場合には、溶融物を所定時間、保持容器内で経過させることにより、移動炉床炉を使用する場合には、炉に設けられた冷却機構により行えばよい。また、保持容器や炉床上から排出した後に冷却してもよい(冷却手段)。この冷却した還元混合物である還元固化物を、破砕機により破砕し、篩により、合金鉄(メタル)とスラグに篩い分ける(分離手段)。この破砕や篩による分離は、人力で行うのに加え、スクリーンを用いて行うこともできる。得られたスラグはコンクリート用骨材等に利用できる。なお、分離されたスラグからは、必要に応じてさらに磁選、浮選等の手段により合金鉄分を回収することができる。
<Separation process>
The separation step (S3) is a step of separating the slag produced by cooling the melt obtained by agglomerating the alloy iron and the alloy iron.
As shown in FIG. 1 (b), the molten mixture (reduced mixture), which is a melt that has been melted and reduced in the heating furnace, is cooled after the heating, and discharged from the crucible (holding container) or the hearth. In addition, when using a holding vessel, the cooling is performed by allowing the melt to elapse in the holding vessel for a predetermined time. When using a moving hearth furnace, the cooling may be performed by a cooling mechanism provided in the furnace. Good. Moreover, you may cool after discharging | emitting from a holding container or a hearth (cooling means). The reduced solidified product, which is the cooled reduction mixture, is crushed by a crusher and sieved to iron alloy (metal) and slag by a sieve (separation means). This separation by crushing and sieving can be performed using a screen in addition to being performed manually. The obtained slag can be used for aggregates for concrete. In addition, from the separated slag, the iron alloy content can be further recovered by means such as magnetic separation and flotation as necessary.

本発明は、以上説明したとおりであるが、本発明を行うにあたり、前記各工程に悪影響を与えない範囲において、前記各工程の間あるいは前後に、例えば、各原料を粉砕する原料粉砕工程や、ごみ等の不要物を除去する不要物除去工程や、得られた合金鉄を収容する収容工程等、他の工程を含めてもよい。   The present invention is as described above, but in carrying out the present invention, within a range that does not adversely affect the respective steps, for example, a raw material pulverizing step of pulverizing the respective raw materials between or before and after the respective steps, Other processes such as an unnecessary object removing process for removing unnecessary substances such as dust and a housing process for housing the obtained iron alloy may be included.

≪合金鉄(ニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄)≫
前記記載の製造方法により、例えば、Ni含有量が17.95〜28.78質量%、V含有量が16.55〜28.38質量%、Si含有量が0.21〜5.21質量%、C含有量が1.09〜6.23質量%、S含有量が0.041〜0.159質量%であり、残部がFeおよび不可避的不純物とする合金鉄を得ることができる。
«Alloy iron (alloy iron containing nickel and vanadium)»
According to the production method described above, for example, the Ni content is 17.95 to 28.78% by mass, the V content is 16.55 to 28.38% by mass, and the Si content is 0.21 to 5.21% by mass. The C content is 1.09 to 6.23 mass%, the S content is 0.041 to 0.159 mass%, and the balance is Fe and alloy iron containing inevitable impurities can be obtained.

次に、本発明に係る合金鉄の製造方法および合金鉄について、本発明の要件を満たす実施例と本発明の要件を満たさない比較例とを比較して具体的に説明する。   Next, the method for producing iron alloy and the iron alloy according to the present invention will be specifically described by comparing an example satisfying the requirements of the present invention with a comparative example not satisfying the requirements of the present invention.

[第1実施例]
本発明の混合原料の還元状況を把握するため、実験室規模の小型加熱炉を用いて以下の還元実験を実施した。
[First embodiment]
In order to grasp the reduction state of the mixed raw material of the present invention, the following reduction experiment was performed using a small-scale laboratory heating furnace.

配合原料としては、石油系燃焼灰として、オイルコークスを用いたボイラーより回収された灰を湿式造粒にて炭素分を分離したEP灰造粒後残渣、炭素質還元剤としてコークス粉(固定炭素分86.3質量%)(関西熱化学社製)、およびスラグ形成剤として、副生成するスラグの組成を調整するため、炭酸カルシウム(石灰石)を混合した。なお、用いたEP灰造粒後残渣、コークス粉、炭酸カルシウムの成分を表1に示す。また、EP灰造粒後残渣、コークス粉、炭酸カルシウムの配合割合を表2、表3に示す。   The blended raw materials are petroleum-based combustion ash, ash recovered from a boiler using oil coke, and the residue after EP ash granulation in which carbon content is separated by wet granulation, coke powder (fixed carbon as a carbonaceous reducing agent) Calcium carbonate (limestone) was mixed in order to adjust the composition of slag by-produced as a slag forming agent. In addition, Table 1 shows the components of the used post-EP ash granulation residue, coke powder, and calcium carbonate. Tables 2 and 3 show the blending ratios of the residue after EP ash granulation, coke powder, and calcium carbonate.

コークス粉は、混合物中の炭素量(EP灰造粒後残渣およびコークス粉に含まれる炭素量)と、石油系燃焼灰中の酸化ニッケル、酸化バンジウムおよび酸化鉄に含まれる酸素量との比率(C/O)がモル比で1以上であり、かつ、生成する合金鉄中に残留する炭素が、計算上、表2、表3の(目標C濃度)となるように配合した。   Coke powder is the ratio of the amount of carbon in the mixture (residue after EP ash granulation and the amount of carbon contained in coke powder) to the amount of oxygen contained in nickel oxide, vandium oxide and iron oxide in petroleum-based combustion ash ( C / O) was a molar ratio of 1 or more, and the carbon remaining in the produced alloy iron was calculated so as to satisfy (target C concentration) in Tables 2 and 3 in calculation.

なお、表2、表3において、(目標Ni濃度)は、EP灰造粒後残渣中のニッケル濃度×EP灰造粒後残渣の配合割合/(EP灰造粒後残渣中の鉄濃度×EP灰造粒後残渣の配合割合+EP灰造粒後残渣中のニッケル濃度×EP灰造粒後残渣の配合割合+EP灰造粒後残渣中のバナジウム濃度×EP灰造粒後残渣の配合割合)、(目標V濃度)は、EP灰造粒後残渣中のバナジウム濃度×EP灰造粒後残渣の配合割合/(EP灰造粒後残渣の鉄濃度×EP灰造粒後残渣の配合割合+EP灰造粒後残渣中のニッケル濃度×EP灰造粒後残渣の配合割合+EP灰造粒後残渣中のバナジウム濃度×EP灰造粒後残渣の配合割合)である。   In Tables 2 and 3, (target Ni concentration) is the nickel concentration in the residue after EP ash granulation × the blending ratio of the residue after EP ash granulation / (the iron concentration in the residue after EP ash granulation × EP Mixing ratio of residue after ash granulation + Nickel concentration in residue after EP ash granulation × Composition ratio of residue after EP ash granulation + Vanadium concentration in residue after EP ash granulation × Blending ratio of residue after EP ash granulation), (Target V concentration) is the vanadium concentration in the residue after EP ash granulation × the blending ratio of the residue after EP ash granulation / (the iron concentration of the residue after EP ash granulation × the blending ratio of the residue after EP ash granulation + EP ash The nickel concentration in the post-granulation residue x the blending ratio of the residue after EP ash granulation + the vanadium concentration in the post-EP ash granulation residue x the blending ratio of the residue after EP ash granulation).

混合は、適量の水分を添加して直径600mmの小型パンペレタイザーで造粒し、直径約13mmのペレットを作製した。このペレットを105℃で24時間乾燥したもの1000gを、炭素質からなる内径130mm、深さ150mmである坩堝を備えた小型誘導加熱炉中にバッチ装入した後、雰囲気温度一定の下で保持時間30分間の加熱を行い、還元溶融後、冷却しスラグ分と合金鉄分を分離した。得られた合金鉄を化学分析して、Ni、V、Si、C、Sの含有量(Ni濃度、V濃度、Si濃度、C濃度、S濃度)を求めた。雰囲気は窒素雰囲気とし、加熱温度(最高加熱温度)は、1300℃、1350℃、1450℃、1550℃、1650℃の5水準として、加熱を開始し、最高加熱温度に到達後30分間温度を保持した(焼成)。この加熱実験で得られた結果を表2、表3に示す。   For mixing, an appropriate amount of water was added and granulated with a small pan pelletizer with a diameter of 600 mm to produce pellets with a diameter of about 13 mm. After 1000 grams of the pellets dried at 105 ° C. for 24 hours are charged into a small induction furnace equipped with a carbonaceous crucible having an inner diameter of 130 mm and a depth of 150 mm, the holding time is maintained at a constant ambient temperature. Heating was performed for 30 minutes, and after reductive melting, cooling was performed to separate a slag portion and an iron alloy portion. The obtained alloy iron was chemically analyzed to determine the contents of Ni, V, Si, C, and S (Ni concentration, V concentration, Si concentration, C concentration, and S concentration). The atmosphere is a nitrogen atmosphere, and the heating temperature (maximum heating temperature) is 5 levels of 1300 ° C, 1350 ° C, 1450 ° C, 1550 ° C, 1650 ° C, and heating is started, and the temperature is maintained for 30 minutes after reaching the maximum heating temperature. (Fired). Tables 2 and 3 show the results obtained in this heating experiment.

なお、表2、表3において、合金鉄(Ni)回収率は、合金鉄量×Ni濃度/装入Ni量である。また、合金鉄(V)回収率は、合金鉄量×V濃度/装入V量である。ここで、装入Ni量とは、EP灰造粒後残渣中に含まれるニッケル濃度×配合割合×処理量から計算されるNi量、装入V量とは、EP灰造粒後残渣中に含まれるバナジウム濃度×配合割合×処理量から計算されるV量のことである。   In Tables 2 and 3, the recovery rate of alloy iron (Ni) is alloy iron amount × Ni concentration / charge Ni amount. Further, the recovery rate of alloy iron (V) is alloy iron amount × V concentration / charge V amount. Here, the amount of charged Ni is the amount of nickel calculated from the concentration of nickel contained in the residue after EP ash granulation × the mixing ratio × the amount of treatment, and the amount of charged V is the residue in the residue after EP ash granulation. It is the amount of V calculated from the concentration of vanadium contained x blending ratio x throughput.

評価としては、合金鉄(Ni)回収率および合金鉄(V)回収率を求め、回収率が80%以上のものを優良、回収率が50%以上80%未満のものを良好、50%未満のものを不良とした。また、焼成後のサンプルの溶融状態を調べた。溶融状態は、焼成後サンプルが溶融状態を呈しているものを○(優良)、溶融状態は呈しているがスラグと合金鉄が容易に分離しないものを△(良好)、溶融していないものを×(不良)とした。さらに、炭素質容器の溶損発生が全く認められなかったものを◎(優良)、使用後の容器の壁面が10mm以下侵食したものを○(良好)、10mmを超えて侵食したものを×(不良)とした。
なお、表1、表2、表3において、成分を含有していないもの、または、混合物が溶融せず合金鉄とスラグが分離できずに成分を測定できなかったものについては「−」で示す。また、本発明の構成を満たさないもの等については、数値に下線を引いて示す。
As an evaluation, an alloy iron (Ni) recovery rate and an alloy iron (V) recovery rate are obtained, and those with a recovery rate of 80% or more are excellent, those with a recovery rate of 50% or more and less than 80% are good, and less than 50% The thing was considered bad. Moreover, the molten state of the sample after baking was investigated. The melted state is ◯ (excellent) when the sample is in a molten state after firing, △ (good) when the molten state is present but the slag and the iron alloy are not easily separated, and is not melted X (defect). Furthermore, ◎ (excellent) in which the occurrence of melting damage of the carbonaceous container was not recognized at all, ○ (good) that the wall surface of the container after use was eroded 10 mm or less × (good) × ( Bad).
In Table 1, Table 2, and Table 3, "-" indicates that the component is not contained or the mixture is not melted and the alloy iron and slag cannot be separated and the component cannot be measured. . Moreover, about what does not satisfy | fill the structure of this invention, it shows by underlining a numerical value.

Figure 2010090431
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表2、表3の結果から、実施No.1〜24、28〜33は本発明の要件を満たす実施例である。実施No.1〜24は、合金鉄の回収率(合金鉄(Ni)回収率および合金鉄(V)回収率)が優良であり、また、焼成後のサンプルの溶融状態についても優良であった。実施No.28〜31は、CaO/SiOの値が好適範囲の下限値未満であり、実施No.32〜33は、CaO/SiOの値が好適範囲の上限値を超えるため、スラグの融点が高くなり、混合物は溶融状態を呈しているが、合金鉄がスラグから容易に分離しなかった。そのため、合金鉄の回収率(合金鉄(Ni)回収率および合金鉄(V)回収率)が実施No.1〜24に比べて低下したが、良好であった。なお、実施No.1〜24、28〜33は、炭素質容器の溶損発生についても、全く認められないか、認められても10mm以下の侵食であり、炭素質容器の溶損を防止することができた。 From the results in Tables 2 and 3, the implementation No. Examples 1 to 24 and 28 to 33 satisfy the requirements of the present invention. Implementation No. In Nos. 1 to 24, the recovery rates of alloy iron (alloy iron (Ni) recovery rate and alloy iron (V) recovery rate) were excellent, and the molten state of the sample after firing was also excellent. Implementation No. Nos. 28 to 31 have a CaO / SiO 2 value less than the lower limit of the preferred range. 32-33, since the value of CaO / SiO 2 exceeds the upper limit of the preferred range, the melting point of the slag is increased, the mixture has the shape of a molten state, ferroalloys was not easily separated from the slag. Therefore, the recovery rate of the alloy iron (alloy iron (Ni) recovery rate and alloy iron (V) recovery rate) is No. Although it decreased compared with 1-24, it was favorable. Implementation No. No. 1 to 24 and 28 to 33 were not recognized at all for the occurrence of erosion of the carbonaceous container, or even when erosion was observed, the erosion of 10 mm or less was able to be prevented.

一方、実施No.25〜27、34は本発明の要件を満たさない比較例である。実施No.25〜27は加熱温度が下限値未満のため、混合物が溶融せず、合金鉄(ニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄)がスラグから分離しなかった。そのため、合金鉄を回収できず、合金鉄の回収率(合金鉄(Ni)回収率および合金鉄(V)回収率)は不良であった。実施No.34は、加熱温度が上限値を超えるため、炭素質容器の炭素が合金鉄と反応し、容器の壁面に10mmを超える侵食が認められ、炭素質容器の溶損を防止することができなかった。さらに、使用電力量が増大し、経済性に劣った。   On the other hand, the implementation No. 25 to 27 and 34 are comparative examples that do not satisfy the requirements of the present invention. Implementation No. Since the heating temperature of Nos. 25 to 27 was less than the lower limit, the mixture did not melt, and the alloy iron (alloy iron containing nickel and vanadium) did not separate from the slag. Therefore, the alloy iron could not be recovered, and the alloy iron recovery rate (alloy iron (Ni) recovery rate and alloy iron (V) recovery rate) was poor. Implementation No. In No. 34, since the heating temperature exceeded the upper limit value, carbon in the carbonaceous container reacted with the alloyed iron, and erosion exceeding 10 mm was observed on the wall surface of the container, and it was not possible to prevent melting of the carbonaceous container. . In addition, the amount of power used increased and the economy was inferior.

[第2実施例]
次に、図2に示す回転炉床式加熱還元炉を用いて以下の実験を実施した。
配合原料は、第1実施例と同様のものを使用した。配合は実施No.3と同様の配合割合とした。
[Second Embodiment]
Next, the following experiment was conducted using the rotary hearth type heating reduction furnace shown in FIG.
The same raw materials as in the first example were used. The formulation is No. 3 was used.

混合は、適量の水分を添加して直径600mmの小型パンペレタイザーで造粒し、直径約13mmのペレットを作製した。このペレットを105℃で24時間乾燥したもの1000gを使用した。回転炉床式加熱還元炉において、ペレットを装入する前に、炉床上に粉末状の石炭を厚さ2mmとなるように敷いてからペレットを装入し、炉内の最高温度を1450℃として12分間の加熱処理をした後、炉外へ排出して冷却し、スクリーンでスラグと合金鉄を分離回収した。この結果、合金鉄(Ni)回収率は96%、合金鉄(V)回収率は85%であった。   For mixing, an appropriate amount of water was added and granulated with a small pan pelletizer with a diameter of 600 mm to produce pellets with a diameter of about 13 mm. 1000 g of the pellets dried at 105 ° C. for 24 hours were used. In the rotary hearth heating and reducing furnace, before charging the pellets, powdery coal is laid on the hearth to a thickness of 2 mm, and then the pellets are charged. The maximum temperature in the furnace is 1450 ° C. After heat treatment for 12 minutes, it was discharged out of the furnace and cooled, and slag and iron alloy were separated and recovered with a screen. As a result, the alloy iron (Ni) recovery rate was 96%, and the alloy iron (V) recovery rate was 85%.

以上、本発明に係る合金鉄の製造方法について最良の実施の形態および実施例を示して詳細に説明したが、本発明の趣旨は前記した内容に限定されるものではない。なお、本発明の内容は、前記した記載に基づいて広く改変・変更等することができることはいうまでもない。   As mentioned above, although the best embodiment and the Example were shown and demonstrated in detail about the manufacturing method of the alloy iron which concerns on this invention, the meaning of this invention is not limited to an above-described content. Needless to say, the contents of the present invention can be widely modified and changed based on the above description.

(a)は、ニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法のフローを示す図であり、(b)は、各工程における物質のフローを示す図である。(A) is a figure which shows the flow of the manufacturing method of the alloy iron containing nickel and vanadium, (b) is a figure which shows the flow of the substance in each process. 回転炉床式加熱還元炉を模式的に示す模式図である。It is a schematic diagram which shows a rotary hearth type heating reduction furnace typically.

符号の説明Explanation of symbols

S1 混合工程
S2 溶融工程
S3 分離工程
S1 mixing process S2 melting process S3 separation process

Claims (8)

酸化ニッケル、酸化バナジウムおよび酸化鉄を含む石油系燃焼灰、炭素質還元剤、およびスラグ形成剤を混合する混合工程と、
前記混合工程で混合した混合物を、加熱、溶融して溶融物とし、当該溶融物中に、生成したニッケルおよびバナジウム含む合金鉄を凝集させる溶融工程と、
前記合金鉄を凝集させた溶融物を冷却して生成したスラグと、合金鉄とを分離する分離工程と、を含み、
前記溶融工程において、加熱温度を1350〜1550℃に制御することを特徴とするニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法。
A mixing step of mixing petroleum-based combustion ash containing nickel oxide, vanadium oxide and iron oxide, a carbonaceous reducing agent, and a slag forming agent;
The mixture mixed in the mixing step is heated and melted to form a melt, and in the melt, the melting step of agglomerating the alloy iron containing nickel and vanadium,
A slag produced by cooling the melt obtained by agglomerating the iron alloy, and a separation step of separating the iron alloy,
In the melting step, a heating temperature is controlled to 1350 to 1550 ° C., and a method for producing alloy iron containing nickel and vanadium.
前記スラグ形成剤としてCaO供給物質およびSiO供給物質のうちの少なくとも1種を用い、前記混合物中のCaOとSiOの比率(CaO/SiO)が質量比で0.2〜1.65であることを特徴とする請求項1に記載のニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法。 As the slag forming agent, at least one of a CaO supply substance and a SiO 2 supply substance is used, and a ratio of CaO to SiO 2 (CaO / SiO 2 ) in the mixture is 0.2 to 1.65 by mass ratio. The method for producing an alloy iron containing nickel and vanadium according to claim 1. 前記混合物中の炭素量と、前記石油系燃焼灰中の酸化鉄、酸化ニッケルおよび酸化バナジウムに含まれる酸素量の比率(C/O)がモル比で1以上であり、かつ、前記炭素質還元剤に含まれる炭素が、生成する合金鉄中に、6質量%以下残留するように、前記炭素質還元剤を配合することを特徴とする請求項1または請求項2に記載のニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法。   The ratio of carbon in the mixture to the amount of oxygen contained in iron oxide, nickel oxide and vanadium oxide in the petroleum-based combustion ash (C / O) is 1 or more in molar ratio, and the carbonaceous reduction The nickel and vanadium according to claim 1 or 2, wherein the carbonaceous reducing agent is blended so that carbon contained in the agent remains in an amount of 6% by mass or less in the produced alloy iron. A manufacturing method of iron alloy containing. 前記CaO供給物質として、炭酸カルシウムおよび生石灰のうちの少なくとも1種を用いることを特徴とする請求項2に記載のニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法。   The method for producing alloy iron containing nickel and vanadium according to claim 2, wherein at least one of calcium carbonate and quicklime is used as the CaO supply substance. 前記溶融工程において、前記混合物を溶融するための保持容器に炭素質材料を用いることを特徴とする請求項1ないし請求項4のいずれか一項に記載のニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法。   5. The method for producing an iron alloy containing nickel and vanadium according to claim 1, wherein a carbonaceous material is used in a holding container for melting the mixture in the melting step. . 前記溶融工程において、前記混合物を溶融するために回転炉床炉を用いることを特徴とする請求項1ないし請求項4のいずれか一項に記載のニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法。   5. The method for producing alloy iron containing nickel and vanadium according to claim 1, wherein in the melting step, a rotary hearth furnace is used to melt the mixture. 前記溶融工程において、前記混合物を前記回転炉床炉の炉床上へ装入する前に、当該炉床上に炭素質粉末を敷いておくことを特徴とする請求項6に記載のニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法。   In the melting step, before charging the mixture onto the hearth of the rotary hearth furnace, carbonaceous powder is spread on the hearth, containing nickel and vanadium according to claim 6. A method for producing iron alloy. 前記炭素質粉末を、前記炉床上に2mm以上の厚みで敷いておくことを特徴とする請求項7に記載のニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法。   The said carbonaceous powder is spread | laid by the thickness of 2 mm or more on the said hearth, The manufacturing method of the alloy iron containing nickel and vanadium of Claim 7 characterized by the above-mentioned.
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