JP2012500902A - A method of separating iron from iron ore containing high-concentration zinc and extracting iron and valuable materials - Google Patents

A method of separating iron from iron ore containing high-concentration zinc and extracting iron and valuable materials Download PDF

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Abstract

本発明は、鉄鋼を製造するための高亜鉛含量鉄鉱石を処理するための改善された方法において、平均粒度が35〜70μmの鉄酸化物と平均粒度が25〜60μmの炭素質材料と平均粒度が45〜85μmのフラックスとの混合物を含んでなる凝集塊を生成して、有機結合材と無機結合材との組合せ及び水分を用いて8〜15mmの粒度の凝集塊を形成し、前記凝集塊の望ましい特性を達成する工程;炉中で凝集塊の脱亜鉛及び金属化を行う工程;前記の還元された凝集塊を熱装入条件/冷装入条件で融解して、炉で溶銑を形成し、結果として粗鋼を製造する工程;従来の亜鉛抽出プロセスを実施することによって、前記炉の廃ガス流から亜鉛有価物を回収する工程;を含んでなる、上記方法に関する。  The present invention relates to an improved process for treating high zinc content iron ore to produce steel in an iron oxide having an average particle size of 35-70 μm, a carbonaceous material having an average particle size of 25-60 μm, and an average particle size. To produce an agglomerate comprising a mixture with a flux of 45 to 85 μm to form an agglomerate having a particle size of 8 to 15 mm using a combination of an organic binder and an inorganic binder and moisture, A step of dezincing and metallizing the agglomerates in a furnace; melting the reduced agglomerates under hot / cold charging conditions to form hot metal in the furnace And, as a result, producing crude steel; the method comprising: recovering zinc valuables from the furnace waste gas stream by performing a conventional zinc extraction process.

Description

本発明は、高濃度亜鉛を含有する、プロセスにおける塵埃(process dust)及び鉄鉱石を用いて、亜鉛の除去と鉄鉱石の還元と液体金属の生成とを行うための二段階方法に関する。本発明は更に、還元反応が行われる間、高温で亜鉛蒸気の除去を促進する多孔性の連続調整によって、炉の温度プロフィール及び凝集塊の結合材を選定することに関する。第1の段階では、非シャフト炉(non-shaft furnace)を用いて、亜鉛の除去、並びに、鉄鉱石及び塵埃の還元を行う。第2の段階では、電気炉を用いて、液体金属を生成し、次いで、革新的なスラグ化学を用いることによって、還元された金属から残留亜鉛を除去する。   The present invention relates to a two-stage process for removing zinc, reducing iron ore and producing liquid metal using process dust and iron ore containing high concentrations of zinc. The invention further relates to selecting the furnace temperature profile and agglomerate binder by continuous adjustment of porosity that facilitates the removal of zinc vapor at elevated temperatures during the reduction reaction. In the first stage, a non-shaft furnace is used to remove zinc and reduce iron ore and dust. In the second stage, an electric furnace is used to produce liquid metal, and then the residual zinc is removed from the reduced metal by using innovative slag chemistry.

高炉プロセスは、様々な鉄鉱石を用いて、溶銑を生成するために、世界的に用いられている。高炉プロセスにおいて、アルカリ金属、亜鉛、鉛、等の揮発性不純物は、操作上の様々な問題を引き起こす。従って、高炉プロセスは、高亜鉛含量の鉄鉱石を処理するための好都合な方法ではない。鉄鋼を製造するために開発された、シャフト炉を用いる代替的方法もまた、これらの高亜鉛含量鉱石を処理するのに適切していない。亜鉛金属の沸点は、約910℃であり、酸化条件において、亜鉛金属は安定な酸化亜鉛(固相)を形成する。様々な温度帯域及び酸化条件が存在する炉では、炉内部において、亜鉛は、再生利用され、蓄積される。例えば、シャフト炉において、高温帯域(底部分)から生じる亜鉛蒸気は、頂部の低温領域(T<900℃)の装入壁(charge wall)又は炉壁の上で凝縮される。そのことによって、結果的に、系内部で亜鉛の再循環が生じる。亜鉛の再循環によって、コークス比は増大し、且つ、操作上の多くの困難が引き起こされる。従って、高亜鉛含量鉄鉱石は、鉄鋼業ではほとんど用いられない。   The blast furnace process is used worldwide to produce hot metal using various iron ores. In the blast furnace process, volatile impurities such as alkali metals, zinc, lead, etc. cause various operational problems. Therefore, the blast furnace process is not a convenient method for processing high zinc content iron ores. Alternative methods using shaft furnaces developed to produce steel are also not suitable for treating these high zinc content ores. The boiling point of zinc metal is about 910 ° C., and under oxidizing conditions, zinc metal forms stable zinc oxide (solid phase). In furnaces where various temperature zones and oxidation conditions exist, zinc is recycled and stored inside the furnace. For example, in a shaft furnace, zinc vapor originating from the hot zone (bottom part) is condensed on the charge wall or furnace wall in the top cold zone (T <900 ° C.). This results in zinc recycling within the system. The zinc recycle increases the coke ratio and causes many operational difficulties. Therefore, high zinc content iron ore is rarely used in the steel industry.

従って、非シャフト炉中での固相還元を用いることによって、高亜鉛含量の鉄鉱石の脱亜鉛及び金属化を行うための改善された方法を提案することが、本発明の目的である。
本発明のもう1つの目的は、間隙率を逐次的に調整することによって、還元反応を行う間、亜鉛蒸気の迅速除去を行うための凝集プロセスの改善方法における結合材の組合せを提案することである。
本発明の更なる目的は、第1の段階の生成物、即ち、直接還元鉄を用いて、鉄鋼を製造するためのプロセスの適切な組合せを選定することである。
本発明の更なる目的は、Zn金属を抽出するための廃ガス流から亜鉛有価物を回収するための方法を提案することである。
Accordingly, it is an object of the present invention to propose an improved method for dezincing and metallizing high zinc content iron ore by using solid phase reduction in a non-shaft furnace.
Another object of the present invention is to propose a combination of binders in a method of improving the agglomeration process for rapid removal of zinc vapor during the reduction reaction by sequentially adjusting the porosity. is there.
A further object of the present invention is to select an appropriate combination of processes for producing steel using the first stage product, ie directly reduced iron.
A further object of the present invention is to propose a method for recovering zinc valuables from a waste gas stream for extracting Zn metal.

従って、鉄鋼を製造するための高亜鉛含量鉄鉱石を処理するための改善された方法において、各々、平均粒度が35〜70μmの鉄酸化物と平均粒度が25〜60μmの炭素質材料と平均粒度が45〜85μmのフラックスとの混合物を含んでなる凝集塊を生成して、有機結合材と無機結合材との組合せ及び水分を用いて8〜15mmの粒度の凝集塊を形成し、前記凝集塊の望ましい特性を達成する工程、炉中で凝集塊の脱亜鉛及び金属化を行う工程、前記の還元された凝集塊を熱装入条件/冷装入条件で融解して、炉中で溶銑を形成し、結果として鋼を製造する工程、従来の亜鉛抽出プロセスを実施することによって、前記炉の廃ガス流から亜鉛有価物を回収する工程、を含んでなる、上記方法が提供される。   Accordingly, in an improved method for treating high zinc content iron ore to produce steel, iron oxide having an average particle size of 35-70 μm, carbonaceous material having an average particle size of 25-60 μm, and average particle size, respectively. To produce an agglomerate comprising a mixture with a flux of 45 to 85 μm to form an agglomerate having a particle size of 8 to 15 mm using a combination of an organic binder and an inorganic binder and moisture, The process of achieving the desired characteristics of the process, the process of dezincing and metallizing the agglomerates in a furnace, melting the reduced agglomerates under hot charging / cooling conditions, There is provided a method as described above comprising the steps of forming and consequently producing steel, recovering zinc valuables from the furnace waste gas stream by performing a conventional zinc extraction process.

本発明は、添付図面を用いてより詳細に説明される。
本発明を実施するのに用いられる、Zn酸化物及びFe酸化物の還元反応のための[自由エネルギーの変化]対[温度]のプロットを示す。 炉中の内側の様々な帯域のガス雰囲気を制御するために、且つ、廃ガス流れから亜鉛を分離するために用いられる、ZnFe−Oの状態図を示す。
The present invention will be described in more detail with reference to the accompanying drawings.
FIG. 2 shows a plot of [Free Energy Change] vs. [Temperature] for Zn oxide and Fe oxide reduction reactions used to practice the present invention. FIG. 4 shows a phase diagram of ZnFe 2 O 4 —O 2 used to control the gas atmosphere of various zones inside the furnace and to separate zinc from the waste gas stream.

通常の亜鉛鉱物は、閃亜鉛鉱、ZnSである。しかし、亜鉛は、フランクリン石[(Zn,Fe,Mn)[Fe,Mn]]、酸化物鉱物の形態ででも見出だされる。マグネタイト格子において、Zn2+は、安定な(Fe−ZnFe)固溶体相を形成するFe2+カチオンと置換され得る。Zn2+カチオンは、大きさがFe2+より小さいので、Fe2+がZn2+によって置換されると、格子膨張及び歪みエネルギーが減少する。従って、マグネタイト中のZnOが融解すると、熱力学的安定性及び構造的安定性が増大する。赤鉄鉱の結晶構造(HCP)は、ZnOの融解にとって好都合ではないが、その構造は、空孔子点の形成と、格子の膨張とによって、Zn2+カチオンによるFe3+の部分的置換に適応することができる。従って、高亜鉛濃度は、(ベトナム、タックケー(Thach Khe)の酸化鉱の場合のような)赤鉄鉱鉱物中に検出される。磁気選鉱、重力分離等の従来の選鉱技術によって、鉄鉱石中のこの格子の亜鉛を除去することは可能ではない。従って、本発明は、鉄鉱物の格子に閉じ込められている亜鉛を除去することができる方法であって、従来の鉄鋼製造プロセスと一体化され得る方法を提供する。 The usual zinc mineral is zinc blende, ZnS. However, zinc is also found in the form of flankite [(Zn, Fe, Mn) [Fe, Mn] 2 O 4 ], an oxide mineral. In the magnetite lattice, Zn 2+ can be replaced by Fe 2+ cations that form a stable (Fe 3 O 4 —ZnFe 2 O 4 ) solid solution phase. Since Zn 2+ cations are smaller in size than Fe 2+ , lattice expansion and strain energy are reduced when Fe 2+ is replaced by Zn 2+ . Therefore, when ZnO in the magnetite melts, thermodynamic stability and structural stability increase. The crystal structure of hematite (HCP) is not favorable for the melting of ZnO, but the structure adapts to partial substitution of Fe 3+ by Zn 2+ cations by formation of vacancy points and lattice expansion Can do. Thus, high zinc concentrations are detected in hematite minerals (as in the case of Thach Khe oxide ore, Vietnam). It is not possible to remove this lattice of zinc in the iron ore by conventional beneficiation techniques such as magnetic or gravity separation. Accordingly, the present invention provides a method that can remove zinc trapped in a lattice of iron minerals and can be integrated with conventional steel manufacturing processes.

ZnO、Fe及びZnFeの固体炭素及びCOガスとの重要な還元反応は、以下に記載され、これらの還元反応の[自由エネルギー]対[温度]のプロットは、図1に示される。
ZnO + C → Zn + CO ・・・(R1)
ZnO + CO → Zn + CO ・・・(R2)
Fe + 4C → 3Fe + 4CO ・・・(R3)
Fe + 4CO → 3Fe + 4CO ・・・(R4)
ZnFe + 4C → Zn + 2Fe + 4CO ・・・(R5)
ZnFe + 4CO → Zn + 2Fe + 4CO・・・(R6)
The important reduction reactions of ZnO, Fe 3 O 4 and ZnFe 2 O 4 with solid carbon and CO gas are described below, and a plot of [free energy] versus [temperature] of these reduction reactions is shown in FIG. Indicated.
ZnO + C → Zn + CO (R1)
ZnO + CO → Zn + CO 2 (R2)
Fe 3 O 4 + 4C → 3Fe + 4CO (R3)
Fe 3 O 4 + 4CO → 3Fe + 4CO 2 ··· (R4)
ZnFe 2 O 4 + 4C → Zn + 2Fe + 4CO (R5)
ZnFe 2 O 4 + 4CO → Zn + 2Fe + 4CO 2 (R6)

図1から、酸化亜鉛は、900℃より高い温度で固体炭素によって亜鉛金属に還元される(反応R1)のに対し、炭素による純マグネタイトの還元(反応R3)は、710℃より高い温度で始まることが分かる。酸化亜鉛が亜鉛フェライトの形態で存在するとき、酸化亜鉛の熱力学的活量は著しく変化するので、亜鉛フェライトの金属亜鉛及び金属鉄への還元(反応R5)は、固体炭素によって、750℃より高い温度で起こり得る(ΔG<0)。図1によって、一酸化炭素によるZnO又はZnFeのガス還元は、高温、即ち、1200℃より高い温度を必要とすることが確認される。ファクト−セージ(FACT-Sage)プログラムを用いて計算された、ZnFeの−Oの状態図を図2に示す。図2は、様々な相(固相、液相及び気相)のZn−Fe−O化合物の熱力学的安定性のための境界線を示す。従って、750℃より高い温度で、且つ10−16より低い酸素分圧での固相還元は、マグネタイト格子から亜鉛を除去するための熱力学的臨界条件(critical thermodynamic conditions)である。 From FIG. 1, zinc oxide is reduced to zinc metal by solid carbon at temperatures higher than 900 ° C. (reaction R1), whereas the reduction of pure magnetite by carbon (reaction R3) begins at temperatures higher than 710 ° C. I understand that. When zinc oxide is present in the form of zinc ferrite, the thermodynamic activity of zinc oxide changes significantly, so the reduction of zinc ferrite to metallic zinc and metallic iron (reaction R5) is more than 750 ° C. depending on the solid carbon. Can occur at high temperatures (ΔG <0). FIG. 1 confirms that gas reduction of ZnO or ZnFe 2 O 4 with carbon monoxide requires a high temperature, ie, a temperature higher than 1200 ° C. A phase diagram of —O 2 of ZnFe 2 O 4 calculated using the FACT-Sage program is shown in FIG. FIG. 2 shows the boundaries for the thermodynamic stability of Zn—Fe—O compounds in various phases (solid phase, liquid phase and gas phase). Thus, solid state reduction at temperatures higher than 750 ° C. and oxygen partial pressures lower than 10 −16 are critical thermodynamic conditions for removing zinc from the magnetite lattice.

マグネタイト格子において、Zn2+カチオン及びFe3+カチオンは、ゼロの8面体位置選択的エネルギーを有し、従って、カチオンのサイト占有率は、主として、カチオンの半径及び電荷に基づいて決定される。結果として、より小さいZn2+カチオン及びFe3+カチオンは、4面体位置と8面体位置との両方を占有するのに対して、大きいFe2+カチオンは、マグネタイト格子において8面体位置を選択的に占有する。還元性雰囲気において、印加された酸素の化学ポテンシャルは、Feカチオン及びZnカチオンが、マグネタイトのCCP(立方最密充填構造)格子上の酸素アニオンを通って、結晶粒の表面上の反応界面の方へ拡散するのを促進する。このプロセスの間に生じた空孔子点は、内側に向かって拡散し、次いで、カチオンが反応界面の方へ拡散するのを促進する。Fe3+カチオン及びZn2+カチオンは、ゼロの8面体位置選択的エネルギーを有するので、これらのカチオンは、1つの8面体位置から、隣接する空の4面体位置を経由して、もう1つの8面体位置へ飛び越える。電荷及びイオンのバランスのとれた拡散経路は、アニオンによって引き離されている2つの8面体位置の間を直接飛び越えることが、エネルギー的により有利である。高温で、亜鉛は、格子中で均一に分配されており(T>非混和性ドーム(immiscibility dome))、亜鉛除去速度は、アニオン格子を通過するZnの拡散によって決まる。反応速度論及び反応機構の詳細な研究によって、律速過程は酸素アニオン格子を通過するカチオンの拡散であることも示された。従って、反応温度は、脱亜鉛のための熱力学的条件よりも高い。 In the magnetite lattice, the Zn 2+ and Fe 3+ cations have zero octahedral regioselective energy, and thus the cation site occupancy is mainly determined based on the cation radius and charge. As a result, smaller Zn 2+ cations and Fe 3+ cations occupy both tetrahedral and octahedral positions, whereas larger Fe 2+ cations selectively occupy octahedral positions in the magnetite lattice. . In a reducing atmosphere, the chemical potential of the applied oxygen is such that the Fe cation and Zn cation pass through the oxygen anion on the magnetite CCP (cubic close packed structure) lattice toward the reaction interface on the surface of the grain. To spread to The vacancy points generated during this process diffuse inward and then facilitate the diffusion of cations towards the reaction interface. Since Fe 3+ and Zn 2+ cations have zero octahedral regioselective energy, these cations are transferred from one octahedral position to another octahedral position via an adjacent empty tetrahedral position. Jump over to the position. It is energetically more advantageous that the balanced diffusion path of charge and ions jump directly between two octahedral positions that are separated by anions. At high temperatures, zinc is uniformly distributed in the lattice (T> immiscibility dome), and the zinc removal rate is determined by the diffusion of Zn through the anion lattice. Detailed studies of reaction kinetics and reaction mechanism have also shown that the rate limiting process is the diffusion of cations through the oxygen anion lattice. Thus, the reaction temperature is higher than the thermodynamic conditions for dezincification.

この革新的方法において、高亜鉛含量の鉄鉱石は、還元剤としての炭素質材料、及び他のフラックスと一緒に混合される。該混合物は、次いで、ペレット又はブリケットの形態に凝塊形成される。それら凝集塊の望ましい特性は、6〜8の範囲の湿式滴数と、10〜15の範囲の乾式滴数と、1.5kg/ペレットの未焼成圧潰強度と、15kg/ペレットの乾燥圧潰強度とを含んでなる。未焼成凝集塊は、乾燥されて水分を除去する。固相還元及び固相脱亜鉛を行うためには、回転炉床炉のような非シャフト炉が用いられる。しかし、本発明は、他のタイプの炉による操作を排除しない。回転炉床炉において、凝集塊の供給材料は、該炉床の上で適切な高さに保持されている装入原料へ層状に連続的に装入される。それら凝集塊は、炉の様々な帯域で加熱される。吸熱還元反応のために必要な熱は、燃焼生成物と炉用ヒーター/バーナーからの放射エネルギーとによって供給される。炉用バーナーの空気と燃料との比は、様々な帯域において適切なレベルに維持されて、炉の様々な帯域における望ましい還元性条件を維持する。凝集塊中の炭素質材料は、還元剤として作用し、しかも、還元性雰囲気を反応界面の近辺に維持する。[鉱石]対[炭素質材料]の比は調整されて、還元のために、且つ、反応界面に還元性雰囲気を維持するために必要なCを提供する。炉の温度プロフィールは、所望通りに維持されて、融解スラグを適切な時間で形成し、且つ、還元された金属の融合を可能にする。冷却帯域において、還元されたペレットは、後続のプロセスに必要な800℃〜1000℃まで冷却される。必要に応じて、DRI(直接還元鉄)は、高温ブリケットプロセスによって凝集化される。冷却帯域及び後続の高温プロセスの雰囲気を制御して、新たに形成される金属鉄の再酸化を最小限に抑える。この革新的プロセスにおいて、80〜95%の脱亜鉛を伴う金属化の70〜95%程度は、1100〜1400℃の温度範囲及び10〜60分の加熱サイクルで達成され得る。本プロセスはまた、非常に低いケイ素含量(0.1〜0.9%)及び炭素含量(0.3〜1.5%)のDRIを生じる。   In this innovative method, high zinc content iron ore is mixed with carbonaceous material as the reducing agent and other fluxes. The mixture is then agglomerated in the form of pellets or briquettes. Desirable properties of these agglomerates include wet drop numbers in the range of 6-8, dry drop numbers in the range of 10-15, unfired crush strength of 1.5 kg / pellet, and dry crush strength of 15 kg / pellet. Comprising. The green agglomerates are dried to remove moisture. A non-shaft furnace such as a rotary hearth furnace is used to perform solid-phase reduction and solid-phase dezincification. However, the present invention does not exclude operation with other types of furnaces. In a rotary hearth furnace, the agglomerate feed is continuously charged in layers into a charge that is held at an appropriate height above the hearth. These agglomerates are heated in various zones of the furnace. The heat required for the endothermic reduction reaction is supplied by the combustion products and the radiant energy from the furnace heater / burner. The ratio of furnace burner air to fuel is maintained at an appropriate level in the various zones to maintain the desired reducing conditions in the various zones of the furnace. The carbonaceous material in the agglomerates acts as a reducing agent and maintains a reducing atmosphere in the vicinity of the reaction interface. The ratio of [Ore] to [Carbonaceous Material] is adjusted to provide the C necessary for reduction and to maintain a reducing atmosphere at the reaction interface. The furnace temperature profile is maintained as desired to form the molten slag at the appropriate time and allow fusion of the reduced metal. In the cooling zone, the reduced pellets are cooled to 800 ° C. to 1000 ° C. required for subsequent processes. If necessary, DRI (direct reduced iron) is agglomerated by a high temperature briquetting process. Control the cooling zone and subsequent high temperature process atmosphere to minimize re-oxidation of newly formed metallic iron. In this innovative process, as much as 70-95% of the metallization with 80-95% dezincification can be achieved in a temperature range of 1100-1400 ° C. and a heating cycle of 10-60 minutes. The process also results in DRI with very low silicon content (0.1-0.9%) and carbon content (0.3-1.5%).

本発明では、図2に示されるように、生成ガスが、炉から出て来る亜鉛蒸気に吹きかけられ/該亜鉛蒸気を運搬するようなやり方で、炉条件を維持することが好ましい。好ましい実例において、高温ガスが低温の装填材料と接触せず、亜鉛蒸気が炉の内側に堆積し再循環し/蓄積し得るように、ガス流は、装填材料/中心部の動きに追随する。この革新的プロセスで用いられる他の選択肢は、高温帯域からのガスを回収し、次いで、900℃未満の温度まで冷却して亜鉛蒸気を分離し、次いで、該炉中で再利用して還元性雰囲気を維持することである。しかし、高温炉頂ガスの他の用途(例えば、空気及び燃料の予熱)は、本発明において排除されない。   In the present invention, as shown in FIG. 2, it is preferred to maintain the furnace conditions in such a way that the product gas is blown / conveys the zinc vapor exiting the furnace. In a preferred example, the gas flow follows the charge / center movement so that the hot gas does not contact the cold charge and the zinc vapor can accumulate and recirculate / accumulate inside the furnace. Another option used in this innovative process is to recover the gas from the hot zone and then cool to a temperature below 900 ° C. to separate the zinc vapor and then reuse it in the furnace to reduce it. It is to maintain the atmosphere. However, other uses of high temperature top gas (eg, air and fuel preheating) are not excluded in the present invention.

本発明の更に好都合な具体例によると、乾燥した炭素複合材料ペレットの間隙率を調整して、反応界面近辺の亜鉛の蒸発と、出口ガス流までのZn蒸気の迅速な運搬とを促進することが好ましい。このことは、凝塊形成において複合型結合材と水分との組合せを用いることによって達成される。無機結合材の投与量は、0.5〜2%の間の範囲であり、その場合、有機結合材は、1〜5%の間の投与量で用いられる。鉄鉱石、石炭、結合材及び水分の体積比は、還元及び脱亜鉛の反応が進行するにつれて、凝集塊内部に間隙率を生じるような革新的やり方で調整される。結合材の蒸発工程及び石炭の利用工程は、還元反応が行われる間、凝集塊の焼結縮み(shrinkage)を補償し、且つ、還元されたペレットに所要強度を実現するようなやり方で順序付けられる。複合材料ペレットは、110〜300℃の温度範囲で乾燥されて、水分を除去し、それによって、間隙率(一次間隙)を発生させる。本発明において、有機結合材と無機結合材との組合せは、該有機結合材が、乾燥したペレット/ブリケットの強度を高めるのに対し、該無機結合材が、還元反応の間、炉内側に高温で強度を提供するように、用いられる。有機結合材は、還元反応の初期段階で蒸発する。そのことによって、ペレット/ブリケットの間隙率(二次間隙)は、5〜10%増大する。低温で生じたこれらの間隙チャネル(一次間隙及び二次間隙)は、マグネタイト及び亜鉛フェライトの固溶体相が800℃より高い温度で固相還元される間に形成されたZn蒸気の迅速な運搬を促進する。還元反応が進むにつれて、炭素/還元剤は消費され、そのことによって、気相を反応界面から炉内雰囲気まで迅速に運搬するための間隙チャネル、即ち、高間隙率も維持される。   According to a further advantageous embodiment of the invention, the porosity of the dried carbon composite pellets is adjusted to facilitate zinc evaporation near the reaction interface and rapid transport of Zn vapor to the outlet gas stream. Is preferred. This is achieved by using a combination of composite binder and moisture in agglomeration. The dosage of inorganic binder ranges between 0.5-2%, in which case the organic binder is used at a dosage between 1-5%. The volume ratio of iron ore, coal, binder and moisture is adjusted in an innovative manner that creates porosity within the agglomerates as the reduction and dezincification reactions proceed. The binder evaporation process and the coal utilization process are sequenced in such a way as to compensate for the aggregate shrinkage during the reduction reaction and to achieve the required strength in the reduced pellets. . The composite pellet is dried in a temperature range of 110-300 ° C. to remove moisture and thereby generate porosity (primary gap). In the present invention, the combination of organic binder and inorganic binder is such that the organic binder increases the strength of the dried pellet / briquette, while the inorganic binder is hot inside the furnace during the reduction reaction. Used to provide strength. The organic binder evaporates at the initial stage of the reduction reaction. This increases the pellet / briquette porosity (secondary gap) by 5-10%. These interstitial channels (primary and secondary gaps) generated at low temperatures facilitate rapid transport of Zn vapor formed during solid-phase reduction of the solid solution phase of magnetite and zinc ferrite at temperatures above 800 ° C. To do. As the reduction reaction proceeds, the carbon / reducing agent is consumed, thereby maintaining a gap channel, i.e., a high porosity, for rapidly transporting the gas phase from the reaction interface to the furnace atmosphere.

本発明の更に好都合な具体例によると、凝塊形成プロセスのために用いられる供給材料(鉄鉱石、還元剤、フラックス及び結合材)の粒度並びに粒度分布を調整して、所要の未焼成乾燥ペレットの強度を達成し、ガス生成物の迅速な運搬のための間隙チャネルを生成し、且つ、還元反応(トポ化学)の速度を高める。鉄酸化物、炭素質材料及びフラックスを調製して、それぞれ、35〜70μm、25〜60μm、及び45〜85μmの平均粒度を実現し、8〜15mmの粒度の凝集塊を形成する。結果的に、高い生産性(トン/時間/m)が、この短時間の還元プロセス(加熱及び冷却のサイクル)で達成される。 According to a further advantageous embodiment of the invention, the required green and dry pellets are adjusted by adjusting the particle size and particle size distribution of the feed materials (iron ore, reducing agent, flux and binder) used for the agglomeration process. A gap channel for rapid delivery of gas products and increase the rate of the reduction reaction (topochemistry). Iron oxide, carbonaceous material and flux are prepared to achieve average particle sizes of 35-70 μm, 25-60 μm, and 45-85 μm, respectively, and form agglomerates with a particle size of 8-15 mm. As a result, high productivity (ton / hour / m 2 ) is achieved with this short reduction process (heating and cooling cycle).

本発明では、フラックスの組合せを用いて、望ましい液相線を有するスラグを形成する。還元反応の速度はまた、融解スラグを形成する還元反応が行われる間、装入材料中に所望量のFeOを生成する革新的方法でも調整される。装入材料に用いられるフラックスは、融解スラグに望ましい物理化学的特性を付与し、且つ、該スラグ相中のFeの損失を抑制する。融解スラグが間隙を遮断し、それによって、Zn蒸気及び生成ガスの流れを妨げないように、前記スラグ特性は調整されて、脈石相を融解し、且つ、所望の粘度をも維持する。高温では、所望レベルの脱亜鉛が達成されるとき、計画されたスラグ化学によって、還元済み金属粒子の融合と、スラグと金属とのより良好な分離とを促進する流動性スラグが形成される。従って、本発明では、革新的なフラックス化学と加熱サイクル/加熱速度とによって、迅速な脱亜鉛、及びより良好なスラグ−金属の分離が達成される。   In the present invention, a combination of fluxes is used to form a slag having a desired liquidus. The rate of the reduction reaction is also adjusted with an innovative method that produces the desired amount of FeO in the charge during the reduction reaction to form a molten slag. The flux used in the charge material imparts desirable physicochemical properties to the molten slag and suppresses the loss of Fe in the slag phase. The slag characteristics are adjusted to melt the gangue phase and maintain the desired viscosity so that the molten slag does not block the gap and thereby interfere with the flow of Zn vapor and product gas. At high temperatures, when a desired level of dezincing is achieved, the planned slag chemistry forms a flowable slag that promotes coalescence of reduced metal particles and better separation of the slag and metal. Thus, in the present invention, rapid dezincing and better slag-metal separation is achieved by innovative flux chemistry and heating cycle / heating rate.

本発明では、適切な等級の鉄鉱石濃縮物を用いることによって、より高度の金属化及び脱亜鉛も達成された。鉄鉱石のFe含量の増大によって、金属化の程度が高められ、脈石成分の除去は、フラックスの必要条件を低減するのに役立つ。しかし、金属化の割合がより高く、且つ、スラグ含量がより低いと、還元されたペレットの冷間圧潰強さは低下する。従って、加熱サイクル、間隙率、供給材料の粒度、及びスラグ化学を調整して、還元されたペレット/ブリケットの望ましい特性を達成する。   In the present invention, a higher degree of metallization and dezincification was also achieved by using an appropriate grade of iron ore concentrate. By increasing the Fe content of the iron ore, the degree of metallization is increased and the removal of the gangue component helps to reduce the flux requirements. However, the higher the rate of metallization and the lower the slag content, the reduced cold crush strength of the reduced pellets. Thus, the heating cycle, porosity, feed particle size, and slag chemistry are adjusted to achieve the desired properties of the reduced pellet / briquette.

本発明に関して記述されるプロセスは、亜鉛を約0.07%含有する鉄鉱石を処理するために用いられた。本発明に関して解説される複数種類の結合材の組合せを用いながら、無煙炭、鉄鉱石の細粒、及びフラックスを用いて、凝集塊が調製された。該凝集塊は、1100〜1400℃の温度範囲の望ましい加熱プロフィールを用いて、炉中で還元された。70〜95%の範囲で金属化され、0.01%未満の亜鉛を含有するDRI(直接還元鉄)が、本プロセスによって生成された。該DRIを用いて、電気炉で液体金属を生成した。
本発明のプロセスの第2の工程において、高温DRIは、電気炉で直接融解されて、(a)C、Si、S、Pの濃度を調整することによって、BOF鋼の製造に用いられ得る溶銑を形成するか、又は(b)二度のスラグ実施を行うことによって直接鋼を形成する。製造工程の選択は、地域経済学によって決定されるであろう。
The process described in connection with the present invention was used to treat iron ore containing about 0.07% zinc. Agglomerates were prepared using anthracite, iron ore fines, and flux using the combination of binders described in connection with the present invention. The agglomerates were reduced in the furnace using the desired heating profile in the temperature range of 1100-1400 ° C. DRI (direct reduced iron) metalized in the range of 70-95% and containing less than 0.01% zinc was produced by this process. Using the DRI, a liquid metal was produced in an electric furnace.
In the second step of the process of the present invention, the high temperature DRI is melted directly in an electric furnace and (a) by adjusting the concentration of C, Si, S, P, it can be used for the production of BOF steel. Or (b) forming the steel directly by performing two slag runs. The choice of manufacturing process will be determined by regional economics.

本発明の具体例の1つは、亜鉛の回収である。炉中で還元が行われる間に蒸発された亜鉛は、廃ガス流によって運び去られる。該亜鉛蒸気は、温度を900℃未満に下げることによって、且つ、必要に応じて、廃ガス流の酸素分圧を再調整することによって、濃縮される。鉄鋼を製造するために用いられる電気炉からの廃ガス流もまた、同様の方法で処理されて、亜鉛有価物が回収される。凝縮器で凝縮された酸化亜鉛は、回収される。石炭は還元剤として用いられるので、該酸化亜鉛の塵埃もまた、除去される必要のある多くの不純物を含有する。該塵埃中の亜鉛濃度が、>40%である場合、該塵埃は、亜鉛を抽出するために直接用いられる。本発明において、酸化亜鉛の炭素熱還元(carbo-thermic reduction)は、金属亜鉛を抽出するために実施される。該金属亜鉛は、次いで、従来の電気分解方法によって精製される。一方、亜鉛濃度が40%未満である塵埃は、別の方法で還元されて、鉄を分離し、高亜鉛含量塵埃を生じさせる。亜鉛富裕濃縮の塵埃を得るために用いられる他の方法は、アーク炉で炉塵埃を溶解することであり、それによって、高亜鉛含有塵埃が生成される。該高亜鉛含有塵埃は、次いで、従来の方法により処理され得る。   One embodiment of the present invention is zinc recovery. Zinc evaporated during reduction in the furnace is carried away by the waste gas stream. The zinc vapor is concentrated by lowering the temperature below 900 ° C. and, if necessary, by re-adjusting the oxygen partial pressure of the waste gas stream. The waste gas stream from the electric furnace used to produce steel is also treated in a similar manner to recover valuable zinc. Zinc oxide condensed in the condenser is recovered. Since coal is used as a reducing agent, the zinc oxide dust also contains many impurities that need to be removed. If the zinc concentration in the dust is> 40%, the dust is used directly to extract zinc. In the present invention, carbo-thermic reduction of zinc oxide is performed to extract metallic zinc. The metallic zinc is then purified by conventional electrolysis methods. On the other hand, dust with a zinc concentration of less than 40% is reduced in another way to separate iron and produce high zinc content dust. Another method used to obtain zinc-enriched dust is to melt the furnace dust in an arc furnace, thereby producing high zinc content dust. The high zinc content dust can then be treated by conventional methods.

Claims (18)

鉄鋼を製造するための高亜鉛含有鉄鉱石を処理するための改善された方法において、
平均粒度が35〜70μmの鉄酸化物と平均粒度が25〜60μmの炭素質材料と平均粒度が45〜85μmのフラックスとの混合物を含んでなる凝集塊を生成して、有機結合材と無機結合材との組合せ及び水分を用いて8〜15mmの粒度の凝集塊を形成し、前記凝集塊の所望の特性を達成する工程と、
炉中で前記凝集塊の脱亜鉛及び金属化を行う工程と、
前記の還元された凝集塊を熱装入条件及び冷装入条件で融解して溶銑を形成し、粗鋼を製造する工程と、
従来の亜鉛抽出プロセスを実施することによって、前記炉の廃ガス流から亜鉛有価物を回収する工程と、
を含んでなる、上記方法。
In an improved method for treating high zinc content iron ore to produce steel,
An agglomerate comprising a mixture of an iron oxide having an average particle size of 35 to 70 μm, a carbonaceous material having an average particle size of 25 to 60 μm, and a flux having an average particle size of 45 to 85 μm is generated, and an organic binder and an inorganic bond are produced. Forming agglomerates with a particle size of 8-15 mm using the combination with the material and moisture to achieve the desired properties of the agglomerates;
Dezincing and metallizing the agglomerates in a furnace;
Melting the reduced agglomerates under hot charging conditions and cold charging conditions to form hot metal, and producing crude steel;
Recovering valuable zinc from the waste gas stream of the furnace by performing a conventional zinc extraction process;
Comprising the above method.
前記凝集塊の前記所望の特性が、6〜8の範囲の湿式滴数と、10〜15の範囲の乾式滴数と、1.5kg/ペレットの未焼成圧潰強度と、15kg/ペレットの乾燥圧潰強度とを含んでなる、請求項1に記載の方法。   The desired properties of the agglomerates include wet drop number in the range of 6-8, dry drop number in the range of 10-15, unfired crush strength of 1.5 kg / pellet, and dry crush of 15 kg / pellet. The method of claim 1, comprising: strength. 前記の脱亜鉛及び金属化を行う工程は、
80℃〜150℃の温度で水分蒸発を行う間、凝集塊の間隙率(一次間隙)を連続的に調整する工程と、
130℃〜300℃の間の温度で前記有機結合材を蒸発させて、第2の間隙を作る工程と、
前記炭素質材料を、500℃〜1200℃の間の温度の還元状態で消耗させて三次間隙を作る工程と、
を含んでなる、請求項1に記載の方法。
The steps of dezincing and metallization are as follows:
A step of continuously adjusting the porosity of the agglomerates (primary gap) during the water evaporation at a temperature of 80 ° C. to 150 ° C .;
Evaporating the organic binder at a temperature between 130 ° C. and 300 ° C. to create a second gap;
Depleting the carbonaceous material in a reduced state at a temperature between 500 ° C. and 1200 ° C. to create a tertiary gap;
The method of claim 1 comprising:
前記の脱亜鉛及び金属化を行う工程は、
前記凝集塊を形成する前記諸成分の平均粒度を選択することによって、ガス生成物の迅速な運搬を行うための間隙チャネルを提供する工程
を更に含んでなる、請求項1〜3のいずれか1項に記載の方法。
The steps of dezincing and metallization are as follows:
4. The method of claim 1, further comprising providing a gap channel for rapid delivery of a gas product by selecting an average particle size of the components that form the agglomerate. The method according to item.
前記の脱亜鉛及び金属化を行う工程は、
前記間隙チャネルの閉塞が回避されるように、前記の形成されたスラグの粘度を、前記フラックスの組合せによって制御する工程であって、前記ガス生成物が円滑に放出されるのを可能にする工程
を更に含んでなる、請求項1に記載の方法。
The steps of dezincing and metallization are as follows:
Controlling the viscosity of the formed slag by the combination of fluxes so as to avoid clogging of the gap channel, allowing the gas product to be released smoothly. The method of claim 1, further comprising:
前記炉は、回転炉床炉、非シャフト炉及び多炉床炉のタイプから選ばれる、請求項1に記載の方法。   The method of claim 1, wherein the furnace is selected from the types of rotary hearth furnaces, non-shaft furnaces and multi-hearth furnaces. 前記鉄酸化物が、鉄鉱石由来の0.01〜1%の範囲の高亜鉛濃度を含有する鉄鉱石と、電気アーク炉ダストと、工場廃棄物とそれらの組合せである、請求項1に記載の方法。   The iron oxide is iron ore containing a high zinc concentration in the range of 0.01 to 1% derived from iron ore, electric arc furnace dust, factory waste, and combinations thereof. the method of. 前記炭素質材料が、無煙炭、歴青炭、粘結炭、ペトコール、粉コークス、他の炭素質材料及びそれらの組合せを含んでなる、請求項1に記載の方法。   The method of claim 1, wherein the carbonaceous material comprises anthracite, bituminous coal, caking coal, petcoal, coke breeze, other carbonaceous materials, and combinations thereof. 前記結合材は、無機結合材、有機結合材、及びそれらの組合せを含み、しかも、前記無機結合材は、0.5〜2%の間の投与量で用いられ、前記有機結合材は、1〜5%の間の投与量で用いられる、請求項1に記載の方法。   The binder includes an inorganic binder, an organic binder, and a combination thereof, and the inorganic binder is used at a dose of 0.5 to 2%. The method of claim 1, wherein the method is used at a dose between ˜5%. 前記有機結合材は、デキストリン、セルロース、デンプン、小麦粉、及びそれらの組合せ、モノアクリレート、ポリアクリレート、及びアクリルアミド、及びそれらの組合せ、グアールガムのようなガムを含む、請求項1〜9のいずれか1項に記載の方法。   10. The organic binder of any one of claims 1 to 9, wherein the organic binder comprises dextrin, cellulose, starch, flour, and combinations thereof, monoacrylates, polyacrylates, and acrylamides, and combinations thereof, gums such as guar gum. The method according to item. 前記無機結合材が、ベントナイト、コロイドシリカ、膨潤粘土、及びそれらの組合せ、セメント、ナトリウム、ケイ酸塩を含む、請求項1〜9のいずれか1項に記載の方法。   The method according to any one of claims 1 to 9, wherein the inorganic binder comprises bentonite, colloidal silica, swollen clay, and combinations thereof, cement, sodium, silicate. 前記凝集塊を生成する工程は、
供給材料(鉄鉱石、石炭、結合材及びフラックス)を調製して、表面積を含めて所要の粒度及び粒度分布を達成する工程と、
前記供給材料の微粉を調合して混合し、予備湿潤化を行って、凝集化のために必要な混合を達成する工程と、
所望の水分レベル及びプロセスパラメータを有する皿形及びドラム型の造粒機又はブリケット製造機で前記凝集塊を調製して、前記凝集塊の望ましい特性及び品質を達成する工程と、
110〜300℃の温度範囲で前記凝集塊を乾燥させて、前記水分を除去し、一次間隙を形成する工程と、
を含んでなる、請求項1に記載の方法。
The step of generating the agglomerates includes
Preparing feed materials (iron ore, coal, binder and flux) to achieve the required particle size and particle size distribution, including surface area;
Formulating and mixing said feed fines, pre-wetting to achieve the necessary mixing for agglomeration;
Preparing the agglomerates in a dish and drum granulator or briquette maker having the desired moisture level and process parameters to achieve the desired properties and quality of the agglomerates;
Drying the agglomerates in a temperature range of 110 to 300 ° C. to remove the moisture and forming a primary gap;
The method of claim 1 comprising:
前記の脱亜鉛及び金属化は、様々な温度が様々な帯域で維持される炉の中で行われ、それによって、初期段階で前記有機結合材を除去して、相互連結された間隙チャネルを形成し、次いで、より高い温度で亜鉛を還元し蒸発させる、請求項1〜5のいずれか1項に記載の方法。   The dezincification and metallization is performed in a furnace where different temperatures are maintained in different zones, thereby removing the organic binder in the initial stage to form interconnected gap channels. And then reducing and evaporating the zinc at a higher temperature. 前記フラックスは、前記スラグ中の前記Feの損失を最小限に抑える、請求項1〜5のいずれか1項に記載の方法。   The method of any one of claims 1-5, wherein the flux minimizes the loss of the Fe in the slag. 前記フラックスは、CaO、MgO及びSiOの酸化物、並びに、それらの化合物を含んでなる、請求項1、12及び14のいずれか1項に記載の方法。 The flux, CaO, oxides of MgO and SiO 2, as well, comprises those compounds, method of any one of claims 1, 12 and 14. 前記亜鉛有価物は、前記廃ガスの温度を900℃未満に低下させることによって、且つ、前記廃ガスのCO/CO比を、導入空気によって調整することによって、前記炉の廃ガス流から分離される、請求項1に記載の方法。 The zinc valuables are separated from the waste gas stream of the furnace by lowering the temperature of the waste gas below 900 ° C. and adjusting the CO / CO 2 ratio of the waste gas with the introduced air. The method of claim 1, wherein: 前記の分離された亜鉛有価物は、廃ガス流から回収される前記生成物中の亜鉛濃度を高めるように、炉中で処理され、しかも、前記廃ガス流から回収される前記化合物は、40%を超える亜鉛含有量を有し、且つ、従来のプロセスによって亜鉛を抽出するのに適合している、請求項16に記載の方法。   The separated zinc valuables are treated in a furnace to increase the zinc concentration in the product recovered from the waste gas stream, and the compound recovered from the waste gas stream is 40 17. A method according to claim 16, having a zinc content greater than% and being adapted to extract zinc by conventional processes. 鉄鋼を製造するための、高亜鉛含有鉄鉱石を処理するための改善された方法であって、添付図面に関連して本明細書に実質的に記述され且つ例示される方法。   An improved method for processing high zinc content iron ore for manufacturing steel, substantially as described and exemplified herein with reference to the accompanying drawings.
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