JP2010280960A - Operational method of rotary kiln - Google Patents
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Abstract
Description
本発明は、ロータリーキルンの操業方法に関し、さらに詳しくは、バーナーを介してロータリーキルン本体内に単位時間当たり所定の一定量の燃料を吹き込みながら、ロータリーキルン本体内のヒートパターンを所定のパターンに維持し、かつロータリーキルン本体排出部の焼鉱温度を一定範囲内に維持するようにロータリーキルン本体内に供給する原料鉱石と炭素質還元剤と繰り返し物と要すれば溶剤との供給速度を調整し、もってロータリーキルン内壁へのコーチングの成長を防止し、かつ焼鉱の還元度を所定の値とするロータリーキルンの操業において、原料鉱石の処理量を高めることを可能とするロータリーキルンの操業方法に関する。 The present invention relates to a method of operating a rotary kiln, and more particularly, while maintaining a predetermined heat pattern in the rotary kiln body while blowing a predetermined amount of fuel per unit time into the rotary kiln body through a burner, and Adjust the feed rate of the raw ore, carbonaceous reductant, and repetitive material to be fed into the rotary kiln main body to keep the firing temperature of the rotary kiln main body discharge within a certain range. The present invention relates to a method for operating a rotary kiln that can increase the throughput of raw ore in the operation of the rotary kiln that prevents the growth of the coating and prevents the reduction of the burned ore from a predetermined value.
一般に、ロータリーキルンは、鉄鋼製錬及び非鉄金属製錬等の製錬プロセスにおいて鉱石を焼成する工程において使用されている。
例えば、フェロニッケル製錬では、鉄とニッケルを主成分とするフェロニッケル合金を得る一般的な製造方法として、酸化ニッケル鉱石を原料鉱石として、乾燥工程、焼成工程、還元熔解工程及び精製工程からなる乾式製錬方法が用いられている。この乾燥工程では、例えば、原料鉱石と炭素質還元剤と繰り返し物と要すれば溶剤とを混合し、あるいは混合したものをペレットや団鉱に成形し、これをドライヤーにて原料鉱石の付着水分量が２２〜２４重量％になるまで乾燥し、乾燥原料を得る。その後、この乾燥原料を次工程である焼成工程に供する。
あるいは、原料鉱石のみをドライヤーにて乾燥し、得た乾燥鉱石と炭素質還元剤、繰り返し物、要すれば溶剤とを所定の比率で焼成工程のロータリーキルンに供給し、焼成を行う。
焼成工程では、前記したように通常ロータリーキルンが用いられるが、前記ロータリーキルンに供給される乾燥原料や乾燥鉱石、炭素質還元剤、繰り返し物、溶剤（以下「乾燥原料等」と記載することもある。）はロータリーキルン内で加熱され、部分還元された原料鉱石と炭素質還元剤とを含有する焼鉱を得ている。得られた焼鉱は、その後の還元熔解工程にて電気炉又は熔鉱炉等の熔融還元炉で還元熔解され、粗フェロニッケルとスラグとに分けられる。
Generally, a rotary kiln is used in a step of firing ore in a smelting process such as steel smelting and nonferrous metal smelting.
For example, in ferronickel smelting, as a general production method for obtaining a ferronickel alloy mainly composed of iron and nickel, nickel oxide ore is used as a raw material ore, and includes a drying step, a firing step, a reduction melting step, and a purification step. A dry smelting method is used. In this drying process, for example, the raw material ore, the carbonaceous reducing agent, and the repetition product and the solvent are mixed if necessary, or the mixed material is formed into pellets or briquettes, and this is adhered to the raw material ore with a dryer. Dry until the amount is 22 to 24% by weight to obtain a dry raw material. Then, this dry raw material is used for the baking process which is the next process.
Alternatively, only the raw ore is dried with a dryer, and the obtained dry ore, carbonaceous reducing agent, repeated product, and, if necessary, solvent are supplied to the rotary kiln in the firing step at a predetermined ratio to perform firing.
In the firing step, as described above, a rotary kiln is usually used. However, a dry raw material, a dried ore, a carbonaceous reducing agent, a repeated product, a solvent (hereinafter referred to as “dry raw material etc.”) supplied to the rotary kiln may be described. ) Is heated in a rotary kiln to obtain a calcined ore containing a partially reduced raw ore and a carbonaceous reducing agent. The obtained calcined ore is reduced and melted in a subsequent reduction melting process in a melting reduction furnace such as an electric furnace or a blast furnace, and is divided into crude ferronickel and slag.
ところで、前記したような乾燥原料等を焼成するために用いられるロータリーキルンとしては、一般的に図１に示すような向流加熱方式のロータリーキルンが採用されている。
図１の向流加熱方式のロータリーキルンについて簡単に説明すると、１はロータリーキルン本体であり、２はロータリーキルン本体１の中間部の所望位置に設けられた供給口であり、３はロータリーキルン本体の一端側に、焼成する原料を外部よりロータリーキルン本体内に供給可能に設けられたシュートであり、４はロータリーキルン本体の他端側（排出端側）に設けられたバーナーである。シュート３とバーナー４とが設けられた部分にはフード５，６が設けられており、集塵とガス排気が行われている。そして、フード６の下部には焼鉱排出口７が設けられている。
By the way, as a rotary kiln used for firing the above-described dry raw materials and the like, a countercurrent heating type rotary kiln as shown in FIG. 1 is generally employed.
Briefly describing the counter-current heating type rotary kiln of FIG. 1, 1 is a rotary kiln body, 2 is a supply port provided at a desired position in the middle of the
図１のロータリーキルンを用いた操業では、まず、バーナー４により重油、微粉炭等の燃料８を単位時間当たり所定の一定量をロータリーキルン内に吹き込み、燃焼させてロータリーキルン本体１内のヒートパターンを所定のものとする。その後、乾燥原料等９を、前記シュート３を介して回転しているロータリーキルン本体１内に供給する。そして、前記ヒートパターンを維持しつつ、ロータリーキルン本体より排出される焼鉱１１の温度を所定の値に維持するように前記乾燥原料等９の供給速度を調整する。要すれば供給口２より炭素質還元剤１０を供給する。
このとき、ロータリーキルン内に吹き込まれるバーナー燃料が過多であると、ロータリーキルンの内壁に局所的な過熱部が生じ、その部分と接した乾燥原料等９が熔融してコーチングを発生するという事態を引き起こす。
In the operation using the rotary kiln shown in FIG. 1, first, a predetermined amount of fuel 8 such as heavy oil and pulverized coal is blown into the rotary kiln per unit time by the burner 4 and burned to set the heat pattern in the rotary kiln main body 1 to a predetermined value. Shall. Thereafter, the dry raw material 9 is supplied into the rotary kiln main body 1 rotating through the
At this time, if the burner fuel to be blown into the rotary kiln is excessive, a local overheated portion is generated on the inner wall of the rotary kiln, and the dry raw material 9 in contact with the portion is melted to cause coaching.
このようにして発生したコーチングは、一部は剥がれ落ち、一部は強制的に剥ぎ落とされて前記焼鉱排出口７にて回収される。このようにして回収されたコーチングのうちの粗大物は、搬送系統でトラブルを防止するために図示しない破砕設備で粗砕した後、前記乾燥工程に繰り返し物として繰り返される。したがって、コーチングによる粗大物発生量が増加するにつれて、乾燥原料等内の繰り返し物割合が増加する。ドライヤーやロータリーキルンは、通常その処理能力には限界があるため、前記繰り返し物量の増加はロータリーキルンにて処理できる単位時間当たりの原料鉱石量の減少を意味し、生産性の低下を来すことになる。 The coaching generated in this way is partly peeled off and part of it is forcibly peeled off and collected at the mine discharge port 7. The coarse material of the coaching recovered in this way is roughly crushed by a crushing facility (not shown) in order to prevent troubles in the transport system, and then repeated as a repeated product in the drying step. Accordingly, as the amount of coarse material generated by coaching increases, the ratio of repetitive materials in the dry raw material or the like increases. Because dryers and rotary kilns usually have limited capacity, the increase in the amount of repeats means a decrease in the amount of raw ore per unit time that can be processed in the rotary kiln, resulting in a decrease in productivity. .
したがって、コーチングを発生、あるいは増加させることなく、ロータリーキルンの操業を長期に持続することは重要な技術課題であり、そのための種々の方策が試みられている。例えば、原料鉱石の焼成及び／又は部分還元処理を行うロータリーキルンの安定操業を持続させるため、ロータリーキルンから排出される焼成鉱石の温度のバラツキを低減するために、排出される焼成鉱石の温度を一定値にするように制御するロータリーキルンの制御方法であって、前記原料鉱石の水分率及びロータリーキルンへのリサイクルダストの供給量を測定する操作、前記測定値から所定のアルゴリズム（Ａ）を用いて演算処理して原料鉱石の供給量を決定する操作、及び前記原料鉱石の供給量を制御する方法（特許文献１参照。）が提案されている Therefore, sustaining the operation of the rotary kiln for a long period of time without generating or increasing coaching is an important technical problem, and various measures have been attempted. For example, in order to maintain the stable operation of the rotary kiln that performs firing and / or partial reduction treatment of raw ore, in order to reduce the variation in the temperature of the calcined ore discharged from the rotary kiln, the temperature of the discharged calcined ore is a constant value. A method for controlling the rotary kiln to control the moisture content of the raw ore and the amount of recycled dust supplied to the rotary kiln, and a calculation algorithm using a predetermined algorithm (A) from the measured value. An operation for determining the supply amount of the raw ore and a method for controlling the supply amount of the raw ore have been proposed (see Patent Document 1).
この提案されている方法においても、基本となるのは、バーナーを介してロータリーキルン本体内に吹き込む燃料の単位時間当たりの吹き込み量を一定とし、ロータリーキルン本体内のヒートパターンが所定のパターンとなり、ロータリーキルン本体排出部の焼鉱の温度が一定範囲内に維持されるようにロータリーキルン本体内に供給する原料鉱石（本明細書で言う乾燥原料等に相当する）の供給速度を調整することであり、こうすることによりロータリーキルン本体内壁へのコーチングの成長を防止ししようとするものである。 Also in this proposed method, the basic is that the amount of fuel per unit time injected into the rotary kiln main body through the burner is constant, the heat pattern in the rotary kiln main body becomes a predetermined pattern, and the rotary kiln main body This is to adjust the feed rate of the raw ore (corresponding to the dry raw material referred to in this specification) supplied into the rotary kiln main body so that the temperature of the sinter in the discharge section is maintained within a certain range. This is intended to prevent the growth of coaching on the inner wall of the rotary kiln body.
近時のあらゆる分野における生産コスト圧縮の要求は止まるところを知らず、フェロニッケル製錬においても同様である。この求めに応ずるべく、如何にロータリーキルン操業において原料鉱石処理量を多くするかが検討されている。しかしながら、ロータリーキルンの操業方法は前記したように、ロータリーキルン本体内壁の局部過熱を防止し、もって同本体内壁へのコーチング発生量を最低限に抑え、かつロータリーキルン本体より排出される焼鉱の温度を所定の値に維持するべく、ロータリーキルン本体内に吹き込む燃料の吹き込み量を一定割合とし、ロータリーキルン本体内に供給する乾燥原料等の供給量を調節するものである。 The demand for reduction in production costs in all fields in the recent years is not known to stop, and the same applies to ferronickel smelting. In order to meet this demand, how to increase the raw material ore processing amount in the rotary kiln operation is being studied. However, as described above, the operation method of the rotary kiln prevents local overheating of the inner wall of the rotary kiln main body, minimizes the amount of coaching generated on the inner wall of the main body, and sets the temperature of the sinter discharged from the rotary kiln main body to a predetermined value. In order to maintain this value, the amount of fuel blown into the rotary kiln main body is set to a constant ratio, and the supply amount of the dry raw material supplied into the rotary kiln main body is adjusted.
よって、さらなる生産性の向上を図るためにバーナーを介してロータリーキルン内に吹き込む燃料の単位時間当たりの量を増加させ、この増加量に見合った乾燥原料を投入しようとすると、燃料吹き込み量増加によるロータリーキルン内壁の局部加熱部発生は防止できず、したがって、コーチング量は増加せざるを得ない。コーチング量が増加すれば、前述したように繰り返し物発生量の増加を来すこと、さらには、ロータリーキルン内壁に発生したコーチングを除去するために操業を停止しなければならないという事態も発生する。結果、この考え方では生産性の向上は図れない。 Therefore, if the amount of fuel per unit time injected into the rotary kiln via the burner is increased in order to further improve the productivity and an attempt is made to add dry raw material corresponding to the increased amount, the rotary kiln due to the increase in fuel injection amount Generation of a local heating part on the inner wall cannot be prevented, and therefore the amount of coating must be increased. If the amount of coaching increases, the amount of repetitive material generated increases as described above, and further, the operation must be stopped to remove the coaching generated on the inner wall of the rotary kiln. As a result, this approach cannot improve productivity.
したがって、単位時間当たり所定の一定量の燃料を、バーナーを介してロータリーキルン本体内に吹き込みつつ、ロータリーキルン本体内のヒートパターンを所定のパターンに維持し、かつロータリーキルン本体排出部の焼鉱温度を一定範囲内に維持するようにロータリーキルン本体内に乾燥原料等を供給するロータリーキルンの操業方法において、ロータリーキルン内壁へのコーチングの成長を防止し、前記焼鉱温度を所定の値とし、かつ得られる焼鉱の還元度を所定の値としつつ、従来と比較してより多くの原料鉱石を処理しうる操業方法の確立が望まれているが、未だ有効な方法は提案されていない。 Therefore, a predetermined amount of fuel per unit time is blown into the rotary kiln main body through the burner, the heat pattern in the rotary kiln main body is maintained in a predetermined pattern, and the firing temperature of the rotary kiln main body discharge part is within a certain range. In the rotary kiln operation method of supplying dry raw materials and the like into the rotary kiln main body so as to maintain the inside, the growth of the coating on the inner wall of the rotary kiln is prevented, the sinter temperature is set to a predetermined value, and the obtained sinter reduction Although it is desired to establish an operation method capable of processing more raw material ore as compared with the conventional method while setting the degree to a predetermined value, an effective method has not been proposed yet.
本発明の目的は、上記の状況に鑑みてなされたものであり、バーナーを介して単位時間当たり所定の一定量の燃料をロータリーキルン本体内に吹き込み燃焼させてロータリーキルン本体内のヒートパターンを所定のパターンに維持し、ロータリーキルン本体排出部の焼鉱温度を一定範囲内に維持し、かつ得られる焼鉱の還元度を所定の値とするようにロータリーキルン本体内に乾燥原料等を供給するロータリーキルンの操業方法において、バーナーを介してロータリーキルン本体内に吹き込む燃料の単位時間当たりの吹き込み量を変えることなく原料鉱石の増処理を可能とする方法を提供することにある。 An object of the present invention is made in view of the above situation, and a predetermined amount of fuel per unit time is blown into a rotary kiln body through a burner and burned to change a heat pattern in the rotary kiln body to a predetermined pattern. Operating the rotary kiln to supply the dry raw material etc. into the rotary kiln body so that the roasting temperature of the rotary kiln main body discharge section is maintained within a certain range and the reduction degree of the obtained ore is set to a predetermined value. In the present invention, a method for increasing the raw material ore without changing the amount of fuel injected into the rotary kiln body through the burner per unit time is provided.
本発明者らは、上記目的を達成するために、バーナーを介して単位時間当たり所定の一定量の燃料をロータリーキルン本体内に吹き込み、燃焼させてロータリーキルン本体内のヒートパターンを所定のパターンに維持し、ロータリーキルン本体排出部の焼鉱温度を一定範囲内に維持し、かつ得られる焼鉱の還元度を所定の値とするように、乾燥原料、あるいは乾燥した鉱石（乾燥鉱石）と炭素質還元剤と繰り返し物と要すれば溶剤とをロータリーキルン本体内に装入する向流加熱方式のロータリーキルンの操業方法について、乾燥鉱石増処理分による不足熱量を何で補うことが可能かを鋭意研究した。 In order to achieve the above-mentioned object, the present inventors blow a predetermined amount of fuel per unit time into a rotary kiln body through a burner and burn it to maintain the heat pattern in the rotary kiln body in a predetermined pattern. , Dry raw material or dried ore (dry ore) and carbonaceous reducing agent so that the calcination temperature of the rotary kiln main body discharge part is maintained within a certain range and the reduction degree of the obtained sinter is set to a predetermined value As for the operation method of the rotary kiln of the countercurrent heating method in which the solvent is charged into the main body of the rotary kiln, if necessary, we have intensively studied how to compensate for the shortage of heat due to the increased dry ore processing.
その結果、乾燥鉱石処理量増加分に見合う不足熱量を炭素質還元剤の燃焼熱で補えば本発明の目的が達成されること、即ち、乾燥鉱石を所望の割合で部分還元するに足る量の炭素質還元剤に、増処理分の乾燥鉱石を加熱し、焼成し、所望の割合で部分還元するために必要とされる量の炭素質還元剤を過剰分として加えて焼成処理し、焼成処理工程内でこの過剰分を、酸化剤を用いて燃焼させれば、ロータリーキルン本体内でのコーチング発生量の増加を抑制でき、ロータリーキルン本体から排出される焼鉱の温度を一定に維持でき、かつ得られる焼鉱の還元度を次工程の還元熔解操業において好適な値に保持しつつ乾燥鉱石の増処理が可能であることを見出し、本発明を完成した。 As a result, the object of the present invention can be achieved by compensating the deficient heat corresponding to the increase in the dry ore processing amount with the combustion heat of the carbonaceous reducing agent, that is, an amount sufficient to partially reduce the dry ore at a desired ratio. The dried ore for the increased amount is heated to the carbonaceous reductant, fired, and the amount of carbonaceous reductant required for partial reduction at the desired ratio is added as an excess, followed by firing treatment, and firing treatment. If this excess is burned with an oxidant in the process, the increase in the amount of coaching generated in the rotary kiln body can be suppressed, the temperature of the sinter discharged from the rotary kiln body can be kept constant, and The present inventors have found that it is possible to increase the dry ore while maintaining the reduction degree of the burned ore obtained at a suitable value in the subsequent reduction and melting operation.
すなわち、本発明の第１の発明によれば、乾燥原料、あるいは乾燥鉱石と炭素質還元剤と繰り返し物と要すれば溶剤とを、バーナーを介して単位時間当たり所定の一定量の燃料が吹き込まれ、燃焼されているロータリーキルン本体内に、ロータリーキルン本体内のヒートパターンを所定のパターンに維持し、かつロータリーキルン本体より排出される焼鉱の温度を一定範囲内に維持し、得られる焼鉱の還元度を所定の値とするようにロータリーキルン本体内に供給するロータリーキルンの操業方法において、
ロータリーキルン本体内に供給される炭素質還元剤の量を、共に供給される乾燥鉱石を加熱し、部分還元するに足る量を超えた過剰量とし、過剰分の炭素質還元剤を酸化、燃焼させるに見合う量の酸化剤を副原料としてロータリーキルン本体内に炭素質還元剤と共に供給することを特徴とするロータリーキルンの操業方法が提供される。
That is, according to the first aspect of the present invention, a predetermined amount of fuel is injected per unit time through a burner with a dry raw material, or dry ore, a carbonaceous reducing agent, and a solvent if necessary. In the rotary kiln body that is being burned, the heat pattern in the rotary kiln body is maintained in a predetermined pattern, and the temperature of the slag discharged from the rotary kiln body is maintained within a certain range, and the resulting slag is reduced. In the operation method of the rotary kiln that supplies the rotary kiln body so that the degree is a predetermined value,
The amount of carbonaceous reductant supplied into the rotary kiln body is set to an excess amount that exceeds the amount required for partial reduction by heating the dry ore supplied together, and the excess carbonaceous reductant is oxidized and burned. An operating method of a rotary kiln is provided, characterized in that an oxidizing agent in an amount suitable for the above is supplied as a secondary raw material together with a carbonaceous reducing agent into the rotary kiln body.
また、本発明の第２の発明によれば、前記第１の発明において、炭素質還元剤として石炭を用い、前記過剰分の石炭が、前記乾燥鉱石を加熱し、部分還元するに足る量の１５％以下であることを特徴とするロータリーキルンの操業方法が提供される。 According to the second invention of the present invention, in the first invention, the coal is used as a carbonaceous reducing agent, and the excess coal has an amount sufficient to heat and partially reduce the dry ore. A method of operating a rotary kiln characterized by being 15% or less is provided.
また、本発明の第３の発明によれば、前記第２の発明において、前記酸化剤が酸化第二鉄（Ｆｅ２Ｏ３）であることを特徴とするロータリーキルンの操業方法が提供される。 According to a third aspect of the present invention, there is provided a rotary kiln operating method characterized in that, in the second aspect, the oxidizing agent is ferric oxide (Fe 2 O 3 ).
また、本発明の第４の発明によれば、前記第３の発明において、前記乾燥鉱石は、フェロニッケル製造用に用いる酸化ニッケル鉱石であることを特徴とするロータリーキルンの操業方法が提供される。 According to a fourth aspect of the present invention, there is provided the method for operating a rotary kiln according to the third aspect, wherein the dry ore is nickel oxide ore used for producing ferronickel.
また、本発明の第５の発明によれば、乾燥原料、あるいは乾燥鉱石と炭素質還元剤と繰り返し物と要すれば溶剤とを、バーナーを介して単位時間当たり所定の一定量の燃料が吹き込まれ、燃焼されているロータリーキルン本体内に、ロータリーキルン本体内のヒートパターンを所定のパターンに維持し、かつロータリーキルン本体より排出される焼鉱の温度を一定範囲内に維持し、得られる焼鉱の還元度を所定の値とするようにロータリーキルン本体内に供給するロータリーキルンの操業方法において、
ロータリーキルン本体内に供給される炭素質還元剤の量が、共に供給される乾燥鉱石を加熱し、部分還元するに足る量を超えた過剰量とし、過剰分の炭素質還元剤を酸化、燃焼させるに見合う量の酸化剤をロータリーキルン本体排出端に供給し、該酸化剤と前記過剰量の炭素質還元剤とを接触させ、酸化、燃焼させることを特徴とするロータリーキルンの操業方法が提供される。
Further, according to the fifth aspect of the present invention, a predetermined amount of fuel is injected per unit time through a burner with a dry raw material, or dry ore, a carbonaceous reducing agent, and, if necessary, a solvent. In the rotary kiln body that is being burned, the heat pattern in the rotary kiln body is maintained in a predetermined pattern, and the temperature of the slag discharged from the rotary kiln body is maintained within a certain range, and the resulting slag is reduced. In the operation method of the rotary kiln that supplies the rotary kiln body so that the degree is a predetermined value,
The amount of carbonaceous reductant supplied in the rotary kiln body is an excess amount that exceeds the amount of dry ore supplied together to partially reduce it, and the excess carbonaceous reductant is oxidized and burned. The rotary kiln operating method is characterized in that an oxidizing agent in an amount suitable for the above is supplied to the discharge end of the rotary kiln main body, the oxidizing agent and the excess carbonaceous reducing agent are brought into contact with each other, oxidized and burned.
また、本発明の第６の発明によれば、前記第５の発明において、前記炭素質還元剤が石炭であり、前記過剰量の石炭が前記乾燥鉱石を加熱し、部分還元するに足る量の１５％以下であることを特徴とするロータリーキルンの操業方法が提供される。 According to a sixth aspect of the present invention, in the fifth aspect, the carbonaceous reducing agent is coal, and the excess amount of coal is sufficient to heat and partially reduce the dry ore. A method of operating a rotary kiln characterized by being 15% or less is provided.
また、本発明の第７の発明によれば、前記第６の発明において、前記酸化剤が酸化第二鉄（Ｆｅ２Ｏ３）、空気、酸素富化空気から選ばれる少なくとも一つであることを特徴とするロータリーキルンの操業方法が提供される。 According to a seventh aspect of the present invention, in the sixth aspect, the oxidant is at least one selected from ferric oxide (Fe 2 O 3 ), air, and oxygen-enriched air. A method for operating a rotary kiln is provided.
また、本発明の第８の発明によれば、前記第７の発明において、前記乾燥鉱石は、フェロニッケル製造用に用いる酸化ニッケル鉱石であることを特徴とするロータリーキルンの操業方法が提供される。 According to an eighth aspect of the present invention, there is provided the method for operating a rotary kiln according to the seventh aspect, wherein the dry ore is a nickel oxide ore used for producing ferronickel.
本発明の操業方法では、バーナーを介して単位時間当たり所定の一定量の燃料を吹き込みつつ燃焼させているロータリーキルン本体内へ、ロータリーキルン本体内のヒートパターンを所定のパターンに維持しつつ、ロータリーキルン本体より排出される焼鉱の温度を一定範囲内に維持し、かつ得られる焼鉱の還元度を所定の値とするように乾燥原料等を供給するに際して、ロータリールン内に供給する炭素質還元剤の量を、乾燥鉱石を加熱し、部分還元するに足る量を超える過剰量とし、この過剰分を酸化、燃焼させるに足る量の酸化剤を副原料として、炭素質還元剤と共にロータリーキルン本体内に供給する。あるいは、前記炭素質還元剤の過剰分を燃焼させるに足る量の酸化剤をロータリーキルン本体排出端に供給し、酸化、燃焼させる。
そして、好ましくは、炭素質還元剤として石炭を用い、前記酸化剤として酸化第二鉄（Ｆｅ２Ｏ３）、空気、酸素富化空気の内の少なくとも一つを用いることにより、ロータリーキルンから排出される焼鉱の還元度を調整することにより、過剰分の石炭をロータリーキルン内にて燃焼させ、生成した熱に見合う量の鉱石原料の増処理を図るものである。
こうすれば、バーナーを介してロータリールン内に吹き込む燃料の量は変化させる必要がないため、ロータリーキルン内壁の局部加熱は防止でき、従って、コーチング発生量が増加することもなく、ロータリーキルンから排出される焼鉱の還元度を所望の状態に保持しながら、原料鉱石の焼成と部分還元処理に必要な熱量を確保して、原料鉱石の処理量を増加させることができるので、その工業的価値は極めて大きい。
In the operation method of the present invention, the rotary kiln main body is maintained in a predetermined pattern while the heat pattern in the rotary kiln main body is being burned while blowing a predetermined amount of fuel per unit time through the burner. The carbonaceous reductant to be supplied into the rotary runn when supplying the dry raw materials, etc. so that the temperature of the discharged ore is maintained within a certain range and the reduction degree of the obtained ore is set to a predetermined value. The amount of excess oxidant exceeds the amount sufficient to heat and dry dry ore, and this excess is oxidized into a rotary kiln body together with a carbonaceous reductant as an auxiliary material. To do. Alternatively, an oxidizing agent in an amount sufficient to burn an excess of the carbonaceous reducing agent is supplied to the rotary kiln main body discharge end, and is oxidized and burned.
Preferably, coal is used as the carbonaceous reducing agent, and at least one of ferric oxide (Fe 2 O 3 ), air, and oxygen-enriched air is used as the oxidant, thereby being discharged from the rotary kiln. By adjusting the degree of reduction of the burned ore, excess coal is combusted in the rotary kiln, and an increase in the amount of ore raw material commensurate with the generated heat is achieved.
In this way, it is not necessary to change the amount of fuel that is blown into the rotary runn through the burner, so that local heating of the inner wall of the rotary kiln can be prevented, and therefore the amount of coaching is not increased, and the exhaust is discharged from the rotary kiln. While maintaining the reduction degree of the sinter ore in a desired state, it is possible to secure the amount of heat necessary for firing or partial reduction treatment of the raw ore and increase the throughput of the raw ore, so its industrial value is extremely large.
以下、本発明のロータリーキルンの操業方法を詳細に説明する。
本発明のロータリーキルンの操業方法では、乾燥原料等を、バーナーを介して単位時間当たり所定の一定量の燃料を吹き込み燃焼させているロータリーキルン本体内に、ロータリーキルン本体内のヒートパターンを所定のパターンに維持し、ロータリーキルン本体より排出される焼鉱の温度を一定範囲内に維持し、かつ得られる焼鉱の還元度を所定の値とするように供給するロータリーキルンの操業方法において、ロータリーキルンに供給する炭素質還元剤の量を、乾燥原料等を構成する乾燥鉱石を加熱し、部分還元するに足る量を超えた過剰量とし、過剰分の炭素質還元剤を酸化、燃焼させるに見合う量の酸化剤を前記炭素質還元剤と共にロータリーキルンに供給する。あるいは、前記過剰分の炭素質還元剤を酸化、燃焼させるに足る量の酸化剤をロータリーキルン本体排出端に供給し、該過剰分の炭素質還元剤を酸化、燃焼させる。
Hereinafter, the operation method of the rotary kiln of the present invention will be described in detail.
In the rotary kiln operating method of the present invention, a dry raw material or the like is blown into a predetermined amount of fuel per unit time through a burner and burned in the rotary kiln main body, and the heat pattern in the rotary kiln main body is maintained in a predetermined pattern. The carbon quality supplied to the rotary kiln in the operation method of the rotary kiln in which the temperature of the ore discharged from the rotary kiln main body is maintained within a certain range and the reduction degree of the obtained ore is supplied to a predetermined value. The amount of reducing agent is set to an excess amount exceeding the amount sufficient for partial reduction by heating the dry ore constituting the dry raw material, etc., and an oxidizing agent in an amount suitable for oxidizing and burning the excess carbonaceous reducing agent. It is fed to a rotary kiln together with the carbonaceous reducing agent. Alternatively, an oxidizing agent in an amount sufficient to oxidize and burn the excess carbonaceous reducing agent is supplied to the rotary kiln main body discharge end, and the excess carbonaceous reducing agent is oxidized and burned.
こうすることにより、系内繰り返し処理となるコーチングの発生量を抑制しつつ、ロータリーキルン本体より排出される焼鉱の温度を一定範囲内に維持し、得られる焼鉱の還元度を所定の還元度に維持でき、乾燥鉱石処理量の増加が達成される。
すなわち、ロータリーキルン内で乾燥鉱石を部分還元処理するに足る量を超えて過剰に炭素質還元剤を供給し、ロータリーキルン内でこの過剰分を酸化剤で燃焼させ、発生する燃焼熱を乾燥鉱石増処理分の加熱焼成に使用するものである。炭素質還元剤として石炭を用いれば、その揮発成分を燃焼熱として利用できるので、好ましい。
In this way, the temperature of the sinter discharged from the rotary kiln main body is maintained within a certain range while suppressing the amount of coaching that is repeated in the system, and the reduction degree of the sinter obtained is a predetermined reduction degree. And an increase in dry ore throughput is achieved.
In other words, excess carbonaceous reductant is supplied in excess of the amount sufficient to partially reduce dry ore in the rotary kiln, and this excess is burned with an oxidizing agent in the rotary kiln, and the generated combustion heat is increased by dry ore. It is used for heating and baking for minutes. It is preferable to use coal as the carbonaceous reducing agent because its volatile components can be used as combustion heat.
本発明において、加えられた石炭は、そのの揮発成分はロータリーキルン前半部で燃焼し、残部は乾燥原料の温度が各酸化剤と反応するに足る温度まで上昇するロータリーキルン排出端側で反応し、燃焼する。したがって、あまりに多くの石炭を過剰量として添加すると、ロータリーキルン内のヒートパターンを崩すおそれが出てくる。加えて、ロータリーキルン内での原料鉱石の実質的な滞留時間が短くなり、所定の還元度の焼鉱が得られにくくなるおそれがある。このため、過剰量として加える石炭の量は、乾燥原料を調整する際に用いている原料鉱石を、所定の還元度に部分還元するに必要としてマテリアルバランスとヒートバランスを用いて算出される量の１５重量％以下とすることが好ましい。 In the present invention, the added coal burns in the first half of the rotary kiln, and the remainder reacts on the rotary kiln discharge end side where the temperature of the dry raw material rises to a temperature sufficient to react with each oxidizing agent, and burns. To do. Therefore, if too much coal is added as an excessive amount, the heat pattern in the rotary kiln may be destroyed. In addition, the substantial residence time of the raw material ore in the rotary kiln is shortened, which may make it difficult to obtain a burned ore with a predetermined reduction degree. For this reason, the amount of coal added as an excess amount is the amount calculated using material balance and heat balance as necessary to partially reduce the raw material ore used when adjusting the dry raw material to a predetermined reduction degree. It is preferable to be 15% by weight or less.
酸化剤は乾燥原料を調整する際に原料鉱石と混合して乾燥原料中に含ませてもよく、直接シュートを介してロータリキルン本体内に供給してもよい。また、そうせずに、ロータリーキルン排出端にてロータリーキルン本体内に供給してもよい。酸化剤として酸化第二鉄を用いる場合には、前記二つの方法のいずれも採用可能であるが、酸化剤として空気や酸素富化空気を用いる場合には後者しか採用できない。
本発明において、酸化剤として酸化第二鉄や空気や酸素富化空気を用いるのは、これらが後工程に対して何の影響も与えないからである。酸素富化空気を用いる場合には、酸素濃度は２０〜４０％とすることが好ましい。これより高くなると装置を損傷するおそれが高くなるからである。
The oxidizing agent may be mixed with the raw material ore when adjusting the dry raw material and may be included in the dry raw material, or may be supplied directly into the rotary kiln main body via the chute. Moreover, you may supply in a rotary kiln main body at the rotary kiln discharge end, without doing so. When ferric oxide is used as the oxidizing agent, either of the two methods can be adopted, but when the air or oxygen-enriched air is used as the oxidizing agent, only the latter can be adopted.
In the present invention, ferric oxide, air, and oxygen-enriched air are used as the oxidizing agent because they do not affect the subsequent processes. When oxygen-enriched air is used, the oxygen concentration is preferably 20 to 40%. This is because the risk of damaging the device increases when the temperature is higher than this range.
本発明のように、加えた石炭の過剰分を強制的にロータリーキルン内で酸化剤により酸化させれば、焼鉱の還元度を所望の状態に保持できる。 If the excess of the added coal is forcibly oxidized with an oxidizing agent in the rotary kiln as in the present invention, the reduction degree of the sinter can be maintained in a desired state.
以下に、炭素質還元剤として石炭を用いた本発明の操業方法例について図１に例示した向流加熱方式のロータリーキルンを用いて説明する。
本発明では、まず、乾燥鉱石中のニッケルを金属状態に、鉄をＦｅＯとする程度の所望の還元度となる焼鉱を得るのに要する石炭量を原料鉱石組成より計算により求める。この計算は、従来から一般的に採用されているマスバランスとヒートバランスを用いておこなわれる。なお、石炭としては瀝青炭、無煙炭、褐炭などが用いられる。
そして、ロータリーキルン本体１の一方の端部に設けられたバーナー４より、単位時間当たり所定の胃定量の重油や微粉炭等の燃料８をロータリーキルン本体１内に吹き込み、燃焼させてロータリーキルン内のヒートパターンを所定のものとする。その後、前記ヒートパターを維持し、ロータリーキルン本体１排出端側の焼鉱温度が所定の温度となるように乾燥鉱石と、前記計算により求められた量の石炭及び過剰分の石炭と、繰り返し物と、要すれば溶剤とをロータリールン本体１の他端に設けられたシュート３からロータリーキルン本体１内に供給する。
この際、前記過剰分の石炭を燃焼させるに足る量の固体酸化剤、例えば、酸化第二鉄（Ｆｅ２Ｏ３）を石炭と共にロータリーキルン本体１内に供給する。
また、供給に際しては、ロータリーキルン本体内のヒートパターンを維持し、ロータリーキルン本体から排出される焼鉱の温度を８００〜９００℃に維持するように供給量を調整する。したがって補発明では、バーナーからロータリーキルン本体内に吹き込み、燃焼させる燃料の単位時間当たりの量は一定とするので、ロータリーキルン内壁の局部加熱部の発生は防止でき、コーチング発生量を増加させることなく、前記過剰量の石炭の燃焼により発生する熱量に見合った量の原料鉱石の増処理が可能となる。
Below, the example of the operation method of this invention which used coal as a carbonaceous reducing agent is demonstrated using the rotary kiln of the countercurrent heating system illustrated in FIG.
In the present invention, first, the amount of coal required to obtain a calcined ore with a desired degree of reduction such that nickel in the dried ore is converted to a metallic state and iron to FeO is obtained from the raw ore composition. This calculation is performed using mass balance and heat balance that have been generally adopted. In addition, bituminous coal, anthracite coal, lignite, etc. are used as coal.
Then, from a burner 4 provided at one end of the rotary kiln main body 1, fuel 8 such as heavy oil or pulverized coal with a predetermined gastric amount per unit time is blown into the rotary kiln main body 1 and burned to heat the heat pattern in the rotary kiln. Is a predetermined one. Thereafter, the heat putter is maintained, and the dry ore, the amount of coal obtained by the above calculation and the excess coal, and the repetitive material are set so that the calcination temperature on the discharge end side of the rotary kiln main body 1 becomes a predetermined temperature. If necessary, the solvent is supplied into the rotary kiln body 1 from the
At this time, an amount of a solid oxidizing agent, for example, ferric oxide (Fe 2 O 3 ) sufficient to burn the excess coal is supplied into the rotary kiln main body 1 together with the coal.
Further, when supplying, the heat pattern in the rotary kiln main body is maintained, and the supply amount is adjusted so as to maintain the temperature of the sinter discharged from the rotary kiln main body at 800 to 900 ° C. Therefore, in the supplementary invention, since the amount per unit time of the fuel to be blown into the rotary kiln main body from the burner is constant, it is possible to prevent the local heating portion of the inner wall of the rotary kiln from being generated, and without increasing the amount of coaching, It is possible to increase the amount of raw material ore commensurate with the amount of heat generated by the combustion of an excessive amount of coal.
ここで、ロータリーキルン本体から排出される焼鉱の温度を８００〜９００℃に維持するのは、後工程の還元熔解工程における操業トラブルを防ぐため、乾燥鉱石中に含まれる付着水分及び結晶水分を確実に除去し、焼鉱とするためであり、かつ適切な処理量を得るためである。
酸化第二鉄を、シュートを介して石炭と共にロータリーキルン本体内に供給しない場合には、例えば、投入口２より酸化第二鉄をロータリーキルン内に供給してもよいし、ロータリーキルン本体より排出される焼鉱と混合してもよい。
酸化剤として空気または酸素富化空気を用いる場合には、ロータリーキルン本体の排出端側で空気若しくは酸素富化空気をロータリーキルン内に吹き込み、前記過剰分の石炭を燃焼させる。この際、空気や酸素富化空気が焼鉱に吹き当たるようにロータリーキルン内に吹き込めば、より好ましい。
Here, maintaining the temperature of the ore burned from the rotary kiln main body at 800 to 900 ° C. ensures the adhering moisture and crystal moisture contained in the dried ore in order to prevent operational troubles in the subsequent reduction melting process. In order to obtain an appropriate processing amount.
In the case where ferric oxide is not supplied into the rotary kiln main body together with coal through the chute, for example, ferric oxide may be supplied into the rotary kiln from the charging
When air or oxygen-enriched air is used as the oxidant, air or oxygen-enriched air is blown into the rotary kiln at the discharge end side of the rotary kiln body, and the excess coal is burned. At this time, it is more preferable that air or oxygen-enriched air is blown into the rotary kiln so as to blow against the sinter.
以上に示したように、本発明のロータリーキルンの操業方法では、バーナーを介してロータリーキルン内に吹き込まれる単位時間当たりの燃料の量は、ロータリーキルン内壁に局部加熱部を生じない量で一定としている。したがって、この局部加熱部を起因とするコーチング発生量の増加はない。
本発明の方法は、鉄鋼製錬及び非鉄金属製錬等の製錬プロセスにおいて原料鉱石を焼成する工程において好ましく用いることができる。
As described above, in the operation method of the rotary kiln of the present invention, the amount of fuel per unit time blown into the rotary kiln through the burner is constant so as not to generate a local heating part on the inner wall of the rotary kiln. Therefore, there is no increase in the amount of coaching caused by this local heating part.
The method of the present invention can be preferably used in the step of firing the raw ore in a smelting process such as steel smelting and nonferrous metal smelting.
上記方法に用いる原料鉱石としては、製錬プロセスにより種々の原料鉱石等が挙げられるが、この中で、フェロニッケル製錬プロセスの焼成工程で用いられるガーニエライト鉱等の酸化ニッケル鉱石が好ましく用いられる。
上記酸化ニッケル鉱石としては、一般に、ガーニエライト鉱等のケイ酸マグネシウム鉱石が使用される。最も一般的に用いられるガーニエライト鉱の代表的な組成としては、乾燥鉱換算でＮｉ品位が２．０〜２．５質量％、Ｆｅ品位が１１〜２３質量％、ＭｇＯ品位が２０〜２８質量％、ＳｉＯ２品位が２９〜３９質量％、ＣａＯ品位が＜０．５質量％、灼熱減量が１０〜１５質量％であり、ロータリーキルンへ装入される原料鉱石には、１０〜３０質量％の付着水と灼熱減量分の結晶水が含有されている。
以下実施例を用いて本発明を更に説明する。
Examples of the raw material ore used in the above method include various raw material ores depending on the smelting process. Among them, nickel oxide ores such as garnierite ore used in the firing step of the ferronickel smelting process are preferably used. .
As the nickel oxide ore, magnesium silicate ores such as garnierite ore are generally used. As a typical composition of the most commonly used garnierite ore, Ni grade is 2.0 to 2.5 mass%, Fe grade is 11 to 23 mass%, MgO grade is 20 to 28 mass in terms of dry ore. %, SiO 2 grade is 29 to 39% by mass, CaO grade is <0.5% by mass, loss on ignition is 10 to 15% by mass, and the raw ore charged into the rotary kiln is 10 to 30% by mass. It contains adhering water and crystallization water for loss on ignition.
The present invention will be further described below using examples.
以下に、本発明の実施例及び比較例によって本発明をさらに詳細に説明するが、本発明は、これらの実施例によってなんら限定されるものではない。なお、実施例及び比較例で用いた金属の分析はＩＣＰ発光分析法で行った。また、実施例及び比較例で用いたロータリーキルン設備の仕様と操業条件は以下の通りである。
［ロータリーキルン設備の仕様］
（１）キルン本体の形状：長さ１０５ｍ、鉄皮の内径４．８ｍ、耐火物ライニング厚さ２５０ｍｍ
（２）バーナー：重油・微粉炭混焼バーナー
［ロータリーキルン設備の操業条件］
（１）装入鉱石の付着水分：２３質量％
（２）キルン回転数：０．９〜１．０５ｒｐｍ
（３）焼鉱の排出温度：８００℃
Hereinafter, the present invention will be described in more detail by way of examples and comparative examples of the present invention, but the present invention is not limited to these examples. The metal used in the examples and comparative examples was analyzed by ICP emission analysis. The specifications and operating conditions of the rotary kiln equipment used in the examples and comparative examples are as follows.
[Specifications of rotary kiln equipment]
(1) Kiln body shape: length 105m, iron skin inner diameter 4.8m, refractory lining thickness 250mm
(2) Burner: Heavy oil / pulverized coal burner [Operating conditions of rotary kiln equipment]
(1) Adhesive moisture of charging ore: 23% by mass
(2) Kiln rotational speed: 0.9 to 1.05 rpm
(3) Calcination discharge temperature: 800 ° C
（実施例１）
ガーニエライト鉱の鉱石組成から求めた必要石炭量は、乾燥ガーニエライト鉱（乾燥鉱石）１５０トンに対して４トンであった。
次に、バーナーを介してロータリーキルン本体内に微粉炭量を３トン／ｈ、及び重油量を１６５０リットル／ｈの割合で吹き込み、燃焼させた。この際にロータリーキルン内のヒートパターンが所定のパターンになっていることを確認した。
次に、乾燥鉱石供給量を１５０トン／ｈとし、石炭供給量を４トン／ｈに過剰量の０．５トン／ｈを加えた４．５トン／ｈとし、酸化第二鉄（Ｆｅ２Ｏ３）を主成分とする鉄分５３％の副原料供給量を２トン／ｈとしてロータリーキルン本体内に供給し、ロータリーキルンが安定後、ロータリーキルン本体内壁に局部加熱部ができないように、かつロータリーキルンの排出端での焼鉱温度が８００〜９００℃となるように乾燥鉱石供給量を調整した。
得られた焼鉱を適宜電気炉で還元熔解し、スラグ中の鉄品位を求めた。なお、この品位は焼鉱の還元度を示す値となる。
このようにして１週間試験操業を行い、操業が安定した後の５日間の操業データより平均乾燥鉱石供給量、平均石炭供給量、ロータリーキルンの排出端での平均焼鉱温度、スラグ中の平均Ｆｅ品位を求め、表１に合わせて示した。
Example 1
The required amount of coal determined from the ore composition of the garnierite ore was 4 tons per 150 tons of dry garnierite ore (dry ore).
Next, the amount of pulverized coal was blown into the rotary kiln main body through a burner at a rate of 3 tons / h and the amount of heavy oil was 1650 liters / h, and burned. At this time, it was confirmed that the heat pattern in the rotary kiln had a predetermined pattern.
Next, the dry ore supply rate is set to 150 ton / h, the coal supply rate is set to 4.5 ton / h by adding an excessive amount of 0.5 ton / h to 4 ton / h, and ferric oxide (Fe 2 Supply the auxiliary raw material supply amount of 53% iron containing O 3 ) as the main component into the rotary kiln main body at 2 tons / h, and after the rotary kiln is stabilized, the local heating part cannot be formed on the inner wall of the rotary kiln main body and the rotary kiln is discharged. The dry ore supply amount was adjusted so that the calcination temperature at the end was 800 to 900 ° C.
The obtained calcined ore was reduced and melted appropriately in an electric furnace to determine the iron quality in the slag. This grade is a value indicating the reduction degree of the sinter.
The test operation was conducted for one week in this way, and the average dry ore supply amount, average coal supply amount, average calcining temperature at the discharge end of the rotary kiln, and average Fe content in the slag were obtained from the operation data for 5 days after the operation was stabilized. The quality was determined and shown in Table 1.
（実施例２）
ロータリーキルン内に酸化第二鉄を供給する代わりに、ロータリーキルン本体排出端にて４０００Ｎｍ３／ｈの割合で焼鉱に空気を吹き当てた以外は実施例１と同様にして１週間試験操業を行い、操業が安定した後の５日間の操業データより平均乾燥鉱石供給量、平均石炭供給量、ロータリーキルンの排出端での平均焼鉱温度、スラグ中の平均Ｆｅ品位を求め、表１に合わせて示した。
(Example 2)
Instead of supplying ferric oxide into the rotary kiln, a test operation was performed for one week in the same manner as in Example 1 except that air was blown to the sinter at a rate of 4000 Nm 3 / h at the discharge end of the rotary kiln body. The average dry ore supply amount, average coal supply amount, average sinter temperature at the discharge end of the rotary kiln, and average Fe grade in the slag were obtained from the operation data for 5 days after the operation stabilized, and are shown in Table 1 as well. .
（比較例１）
ロータリーキルンに供給する乾燥鉱石供給量を１５０トン／ｈとし、石炭の供給量を４トン／ｈの割合としてロータリーキルン内に供給した以外は実施例１と同様にして一週間の試験操業を行った。
試験操業開始当初は乾燥鉱石を１５０トン／ｈの割合で供給できていたが、その後、焼鉱温度が７４２℃まで低下したため、乾燥鉱石供給量のみを１００トン／ｈまで減少させた。その後、焼鉱温度は８２０℃まで上昇し、操業は安定した。なお、石炭の供給割合は４トン／ｈのままとした。
このようにして１週間試験操業を行い、操業が安定した後の５日間の操業データより平均乾燥鉱石供給量、平均石炭供給量、ロータリーキルンの排出端での平均焼鉱温度、スラグ中の平均Ｆｅ品位を求め、表１に示した。
(Comparative Example 1)
The test operation for one week was performed in the same manner as in Example 1 except that the dry ore supply amount supplied to the rotary kiln was 150 ton / h, and the coal supply rate was 4 ton / h and supplied into the rotary kiln.
At the beginning of the test operation, dry ore could be supplied at a rate of 150 tons / h. However, since the sinter temperature decreased to 742 ° C., only the dry ore supply amount was reduced to 100 tons / h. Thereafter, the calcination temperature rose to 820 ° C., and the operation was stable. The supply rate of coal was kept at 4 tons / h.
The test operation was conducted for one week in this way, and the average dry ore supply amount, average coal supply amount, average calcining temperature at the discharge end of the rotary kiln, and average Fe content in the slag were obtained from the operation data for 5 days after the operation was stabilized. The quality was determined and shown in Table 1.
（比較例２）
過剰分の石炭を、酸化剤を用いて燃焼させることなく実施例１と同様にして１週間試験操業を行い、操業が安定した後の５日間の操業データより平均乾燥鉱石供給量、平均石炭供給量、ロータリーキルンの排出端での平均焼鉱温度、スラグ中の平均Ｆｅ品位を求め、表１に合わせて示した。
(Comparative Example 2)
Excess coal was not burned using an oxidant, and the test operation was conducted for one week in the same manner as in Example 1, and the average dry ore supply amount and average coal supply from the five-day operation data after the operation stabilized. The amount, the average sinter temperature at the discharge end of the rotary kiln, and the average Fe quality in the slag were determined and shown in Table 1.
表１より以下のことが示される。
実施例１は、過剰分の石炭を燃焼させるために、酸化鉄を主成分とする副原料を添加したもので、乾燥鉱石供給量は１０４トン／ｈとなり、予定の１０５トン／ｈよりやや減少したものの、通常操業と同様の還元度の焼鉱を得ることができている。
また、実施例２は、空気により過剰分の石炭を燃焼させたもので、乾燥鉱石供給量は１０５トン／ｈの高レベルを維持したままで、通常操業と同様の還元度の焼鉱を得ることができている。
比較例１は、本来従来例のとしての試験を試みたものであった。試験操業の初期には、電気炉から産出する還元スラグのＦｅ品位は、通常操業と同程度の約７．４質量％であったが、ロータリーキルンでの乾燥鉱石の焼成に必要な熱量が不足して乾燥鉱石供給量を１００トン／ｈに減らさざるを得なかったが、この際に、石炭供給量を減少させずに４トン／ｈのままとしたため、スラグ中のＦｅ品位は７．２質量％まで低下してしまった。
また、比較例２では、石炭を０．５トン／ｈ過剰に添加したため、ロータリーキルン内での熱量に余裕が出たため、１０５トン／ｈの乾燥鉱石供給量での操業が可能であったが、過剰分の石炭により焼鉱の還元度が上がり、焼鉱を電気炉で還元溶解した際に得られる還元スラグ中のＦｅ品位が６．２質量％まで低下した。
なお、いずれの場合に押しても、コーチング発生量の増加はみられなかった。
Table 1 shows the following.
In Example 1, an auxiliary material mainly composed of iron oxide was added to burn excess coal, and the dry ore supply amount was 104 tons / h, which was slightly reduced from the expected 105 tons / h. However, sinter with the same degree of reduction as in normal operation can be obtained.
Further, in Example 2, excess coal was burned with air, and a dry ore supply amount was maintained at a high level of 105 tons / h, and a sinter with the same degree of reduction as in normal operation was obtained. Is able to.
Comparative Example 1 originally attempted a test as a conventional example. At the beginning of the test operation, the Fe grade of the reduced slag produced from the electric furnace was about 7.4% by mass, which is the same level as the normal operation, but the amount of heat necessary for firing the dried ore in the rotary kiln is insufficient. In this case, the dry ore supply amount had to be reduced to 100 tons / h, but at this time, the coal supply amount was kept at 4 tons / h, so that the Fe quality in the slag was 7.2 mass. It has dropped to%.
Moreover, in Comparative Example 2, since the coal was added in excess of 0.5 ton / h, the heat amount in the rotary kiln was enough, so operation with a dry ore supply amount of 105 ton / h was possible. The degree of reduction of the sinter was increased by the excess amount of coal, and the Fe quality in the reduced slag obtained when the sinter was reduced and melted in an electric furnace decreased to 6.2% by mass.
In either case, no increase in the amount of coaching was observed.
以上より明らかなように、本発明のロータリーキルンの操業方法は、鉄鋼及び非鉄金属製錬等の鉱石を焼成する工程において使用されるロータリーキルンの原料鉱石処理量を増加させる操業方法として好適である。特に、系内繰り返し処理となるコーチングの発生量を抑制しつつ、給鉱量の増加に繋がるので、生産性を向上させる方法として有用である。 As apparent from the above, the operation method of the rotary kiln of the present invention is suitable as an operation method for increasing the raw material ore processing amount of the rotary kiln used in the step of firing ore such as steel and non-ferrous metal smelting. In particular, this method is useful as a method for improving productivity because it leads to an increase in the amount of feed supply while suppressing the amount of coaching that is repeated in the system.
１ ロータリーキルン本体
２ 供給口
３ シュート
４ バーナー
５，６ フード
７ 焼鉱排出口
８ 燃料
９ 乾燥原料等
１０ 炭素質還元剤
１１ 焼鉱
DESCRIPTION OF SYMBOLS 1
Claims (8)
ロータリーキルン本体内に供給される炭素質還元剤の量を、共に供給される乾燥鉱石を加熱し、部分還元するに足る量を超えた過剰量とし、過剰分の炭素質還元剤を酸化、燃焼させるに見合う量の酸化剤を副原料としてロータリーキルン本体内に炭素質還元剤と共に供給することを特徴とするロータリーキルンの操業方法。 A predetermined amount of fuel per unit time is blown through a burner, and a rotary kiln body is burned with a dry raw material, or dry ore, a carbonaceous reducing agent, and, if necessary, a solvent, and a solvent. In the rotary kiln main body so that the heat pattern inside is maintained in a predetermined pattern, the temperature of the ore discharged from the rotary kiln body is maintained within a certain range, and the reduction degree of the obtained ore is set to a predetermined value. In the operation method of the supplied rotary kiln,
The amount of carbonaceous reductant supplied into the rotary kiln body is set to an excess amount that exceeds the amount required for partial reduction by heating the dry ore supplied together, and the excess carbonaceous reductant is oxidized and burned. The rotary kiln operating method is characterized in that an oxidizing agent in an amount suitable for the above is supplied as an auxiliary material together with a carbonaceous reducing agent into the rotary kiln body.
ロータリーキルン本体内に供給される炭素質還元剤の量が、共に供給される乾燥鉱石を加熱し、部分還元するに足る量を超えた過剰量とし、過剰分の炭素質還元剤を酸化、燃焼させるに見合う量の酸化剤をロータリーキルン本体排出端に供給し、該酸化剤と前記過剰量の炭素質還元剤とを接触させ、酸化、燃焼させることを特徴とするロータリーキルンの操業方法。 A predetermined amount of fuel per unit time is blown through a burner, and a rotary kiln body is burned with a dry raw material, or dry ore, a carbonaceous reducing agent, and, if necessary, a solvent, and a solvent. In the rotary kiln main body so that the heat pattern inside is maintained in a predetermined pattern, the temperature of the ore discharged from the rotary kiln body is maintained within a certain range, and the reduction degree of the obtained ore is set to a predetermined value. In the operation method of the supplied rotary kiln,
The amount of carbonaceous reductant supplied in the rotary kiln body is an excess amount that exceeds the amount of dry ore supplied together to partially reduce it, and the excess carbonaceous reductant is oxidized and burned. A method for operating a rotary kiln comprising: supplying an oxidizing agent in an amount suitable to the discharge end of the rotary kiln main body, bringing the oxidizing agent into contact with the excess carbonaceous reducing agent, oxidizing, and burning.
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