JP2014181369A - Method of producing reduced iron - Google Patents

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Isao Kobayashi
勲 小林
Masahiro Motoyuki
正浩 元行
Osamu Tsuchiya
脩 土屋
Hidekatsu Fujiwara
秀勝 藤原
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Abstract

PROBLEM TO BE SOLVED: To provide a method of producing reduced iron which can melt rapidly byproduct slag of reduction of iron oxide even when an iron ore containing AlOis used and heated at e.g. 1,500°C or lower and reduce the reaction time of reduction of iron oxide.SOLUTION: A method of producing reduced iron by heating lumps composed of an iron ore containing AlOand a carbonaceous reductant to reduce iron oxide in the lumps uses an iron ore of a Blaine index(BI) of 2,000-3,000 cm/g, and the alkalinity (CaO/SiO) determined from the contents of CaO and SiOin the lumps is adjusted to 0.9-1.2 by adding CaCOto the mixture. With the total amount of CaO, SiOand AlOcontained in the lumps converted as 100 mass%, the amount of AlOis 20 mass% or lower and higher than 0%.

Description

本発明は、Al23を含有する鉄鉱石と、炭材等の炭素を含む還元剤(以下、炭素質還元剤ということがある。)とを含む混合物よりなる塊成物を加熱し、該塊成物中の酸化鉄を還元して還元鉄を製造する方法に関するものである。 The present invention heats an agglomerate composed of a mixture containing iron ore containing Al 2 O 3 and a reducing agent containing carbon such as a carbonaceous material (hereinafter sometimes referred to as a carbonaceous reducing agent), The present invention relates to a method for producing reduced iron by reducing iron oxide in the agglomerate.

鉄鉱石と炭素質還元剤とを含む混合物よりなる塊成物を加熱炉に装入して加熱し、該塊成物中の酸化鉄を還元して還元鉄を製造する直接還元製鉄法が開発されている。この直接還元製鉄法では、高炉法では使用し難かった石炭を炭素質還元剤として用いることができ、これに鉄鉱石を加えた混合物よりなる塊成物(例えば、ペレット)を原料として用いている。そしてこのペレットを加熱することによって、ペレット中の炭素質還元剤に由来して生成する還元性ガスにより酸化鉄が還元され、該ペレットの外側には、還元鉄外皮が生成且つ成長し、ペレットの内側では、酸化鉄が実質的に存在しなくなるまで固体状態で還元が進む。更に加熱を続けると、酸化鉄の還元時に副生したスラグが溶融し、ペレットの内側から還元鉄外皮の外側へ流出する。こうして得られた還元鉄とスラグを冷却固化し、スラグを破砕すると共に粒状に固まった還元鉄を磁選や篩によって選別し、あるいは加熱溶融して比重差により溶銑とスラグに分離すると還元鉄製品を得ることができる(特許文献1)。   Developed a direct reduction iron manufacturing method in which agglomerates composed of a mixture containing iron ore and a carbonaceous reducing agent are charged into a heating furnace and heated, and iron oxide in the agglomerates is reduced to produce reduced iron. Has been. In this direct reduction iron manufacturing method, coal that was difficult to use in the blast furnace method can be used as a carbonaceous reducing agent, and an agglomerate (for example, pellets) made of a mixture obtained by adding iron ore to this is used as a raw material. . Then, by heating the pellet, iron oxide is reduced by the reducing gas generated from the carbonaceous reducing agent in the pellet, and a reduced iron skin is formed and grows outside the pellet. Inside, the reduction proceeds in a solid state until iron oxide is substantially absent. When heating is further continued, the slag produced as a by-product during the reduction of iron oxide melts and flows out from the inside of the pellet to the outside of the reduced iron skin. The reduced iron and slag obtained in this way are cooled and solidified, and the slag is crushed and the reduced iron solidified is selected by magnetic separation or sieving, or is heated and melted to separate it into hot metal and slag by the difference in specific gravity. Can be obtained (Patent Document 1).

ところで、鉄鉱石は、鉄鉱床から採掘され、鉄鉱床のなかでも大量に賦存している堆積鉱床からは、脈石成分としてAl23を多く含む鉄鉱石が採掘される。鉄鉱石に含まれるAl23量が多くなると、酸化鉄の還元時に鉄鉱石に含まれる脈石成分から形成されるスラグの融点が高くなることが知られている。 By the way, iron ore is mined from iron ore deposits, and iron ore containing a large amount of Al 2 O 3 as a gangue component is mined from sedimentary ore deposits that exist in large quantities among iron ore deposits. It is known that when the amount of Al 2 O 3 contained in the iron ore increases, the melting point of the slag formed from the gangue component contained in the iron ore at the time of reduction of iron oxide increases.

ここで、世界各所で産出された鉄鉱石について、鉄鉱石に含まれる脈石成分のうち、SiO2とAl23の合計量に対するAl23量の割合[100×Al23/(SiO2+Al23)]と、SiO2、Al23、CaO、およびMgO量に基づいて算出したスラグの融点との関係を図1に示す。図1は、本出願人が世界の鉄鉱石のデータを整理して作成したものであり、図1から明らかなように、SiO2とAl23の合計量に対するAl23量の割合が30%を超えると、スラグの融点が1500℃以上になることが分かる。 Here, the iron ore which has been produced in the world each place of the gangue component contained in iron ore, SiO 2 and Al 2 O ratio of the amount of Al 2 O 3 to the total amount of 3 [100 × Al 2 O 3 / FIG. 1 shows the relationship between (SiO 2 + Al 2 O 3 )] and the melting point of slag calculated based on the amounts of SiO 2 , Al 2 O 3 , CaO, and MgO. Figure 1 is intended by the present applicant prepared to organize the data of the world's iron ore, as is clear from FIG. 1, the ratio of the amount of Al 2 O 3 to the total amount of SiO 2 and Al 2 O 3 When the content exceeds 30%, the melting point of the slag is found to be 1500 ° C. or higher.

特開平9−256017号公報Japanese Patent Laid-Open No. 9-256017

直接還元製鉄法において、加熱炉で塊成物を加熱するときの温度は、通常、1500℃程度であり、この加熱温度はより低温であることが望まれている。従って上述したように、鉄鉱石に脈石成分として含まれるAl23量が多くなり、スラグの融点が高く(例えば、1500℃以上)なると、鉄鉱石と炭素質還元剤とを含む塊成物を加熱し、該塊成物中の酸化鉄を還元しようとしてもスラグの溶融は促進されないため、酸化鉄の還元も進行しない。よって酸化鉄の還元に要する反応時間が長くなり、還元鉄の生産性が低下する。また、スラグの融点が高くなり、スラグが殆ど溶融しない場合には、還元鉄とスラグの分離が困難となるため、還元鉄の歩留まりが悪くなる。 In the direct reduction iron manufacturing method, the temperature at which the agglomerate is heated in a heating furnace is usually about 1500 ° C., and this heating temperature is desired to be lower. Therefore, as described above, when the amount of Al 2 O 3 contained in the iron ore as a gangue component increases and the melting point of the slag becomes high (eg, 1500 ° C. or higher), the agglomeration containing the iron ore and the carbonaceous reducing agent. Even if an object is heated to reduce the iron oxide in the agglomerate, melting of the slag is not promoted, so that the reduction of iron oxide does not proceed. Therefore, the reaction time required for the reduction of iron oxide becomes long, and the productivity of reduced iron decreases. In addition, when the melting point of slag becomes high and the slag hardly melts, it becomes difficult to separate the reduced iron from the slag, so the yield of reduced iron is deteriorated.

本発明は上記の様な事情に着目してなされたものであって、その目的は、Al23を含有する鉄鉱石を用い、例えば、1500℃以下で加熱した場合でも、酸化鉄の還元時に副生するスラグを速やかに溶融させることができ、酸化鉄を還元するときの反応時間を短縮できる還元鉄の製造方法を提供することにある。また、本発明の他の目的は、酸化鉄を還元して生成する還元鉄と、該還元時に副生するスラグとを良好に分離させることができ、還元鉄の歩留まりを向上できる還元鉄の製造方法を提供することにある。また、本発明の他の目的は、塊成物の強度を高めることができる還元鉄の製造方法を提供することにある。 The present invention has been made paying attention to the above-mentioned circumstances, and the purpose thereof is to reduce iron oxide even when heated at 1500 ° C. or less using an iron ore containing Al 2 O 3. An object of the present invention is to provide a method for producing reduced iron, in which slag that is sometimes produced as a by-product can be rapidly melted, and the reaction time when reducing iron oxide can be shortened. Another object of the present invention is to produce reduced iron that can satisfactorily separate reduced iron produced by reducing iron oxide and slag produced as a by-product during the reduction, thereby improving the yield of reduced iron. It is to provide a method. Moreover, the other object of this invention is to provide the manufacturing method of reduced iron which can raise the intensity | strength of an agglomerate.

上記課題を解決することのできた本発明に係る還元鉄の製造方法とは、Al23を含有する鉄鉱石と、炭素質還元剤とを含む混合物よりなる塊成物を加熱し、該塊成物中の酸化鉄を還元して還元鉄を製造する方法であり、前記鉄鉱石として、Blaine指数(以下、BIと表記することがある)が2000〜3000cm2/gのものを用いると共に、前記混合物にCaCO3を添加することによって、前記塊成物中のCaOおよびSiO2の含有量から求められる塩基度(CaO/SiO2)を0.9〜1.2の範囲とし、且つ前記塊成物に含まれるCaO、SiO2、およびAl23の合計量が100質量%となるように換算したときのAl23量を20%(質量%の意味。以下同じ)以下(0%を含まない)とする点に要旨を有している。なお、BIとは、Blaine法によって測定される比表面積を意味している。 The method for producing reduced iron according to the present invention capable of solving the above-mentioned problem is to heat an agglomerate composed of a mixture containing iron ore containing Al 2 O 3 and a carbonaceous reducing agent, A method of producing reduced iron by reducing iron oxide in a composition, and using the iron ore having a Blaine index (hereinafter sometimes referred to as BI) of 2000 to 3000 cm 2 / g, By adding CaCO 3 to the mixture, the basicity (CaO / SiO 2 ) determined from the contents of CaO and SiO 2 in the agglomerate is in the range of 0.9 to 1.2, and the agglomerate The amount of Al 2 O 3 when converted so that the total amount of CaO, SiO 2 and Al 2 O 3 contained in the composition is 100% by mass is 20% (meaning mass%, the same shall apply hereinafter) or less (0 % Not included) ing. In addition, BI means the specific surface area measured by the Blaine method.

前記塊成物としては、見掛け密度が2.1g/cm3以上のものを用いることが好ましい。前記混合物に対して更にバインダーを配合すると共に、前記塊成物に含まれるバインダー量を0.8〜2.0%とすることも好ましい。 As the agglomerates, those having an apparent density of 2.1 g / cm 3 or more are preferably used. It is also preferable to add a binder to the mixture and to make the amount of the binder contained in the agglomerated material 0.8 to 2.0%.

本発明によれば、鉄鉱石としてBIが所定の範囲のものを用いると共に、鉄鉱石と炭素質還元剤とを含む混合物にCaCO3を添加して塊成物の塩基度を調整し、且つ該塊成物に含まれるAl23量を適切に調整しているため、Al23を含有する鉄鉱石を用い、例えば、1500℃以下で加熱した場合であっても、スラグを速やかに溶融させることができ、反応時間を短縮できる。 According to the present invention, iron ore having a BI in a predetermined range is used, and CaCO 3 is added to a mixture containing iron ore and a carbonaceous reducing agent to adjust the basicity of the agglomerate, and Since the amount of Al 2 O 3 contained in the agglomerate is appropriately adjusted, iron ore containing Al 2 O 3 is used, for example, even when heated at 1500 ° C. or less, the slag is promptly It can be melted and the reaction time can be shortened.

図1は、鉄鉱石に含まれる脈石成分のうち、SiO2とAl23の合計量に対するAl23量の割合と、SiO2、Al23、CaO、およびMgO量に基づいて算出したスラグの融点との関係を示すグラフである。Figure 1, of the gangue component contained in iron ore, the basis of the ratio of the amount of Al 2 O 3 to the total amount of SiO 2 and Al 2 O 3, SiO 2, Al 2 O 3, CaO, and MgO amount It is a graph which shows the relationship with the melting | fusing point of slag computed by these. 図2は、ペレットの塩基度と、還元鉄の歩留まりとの関係を示すグラフである。FIG. 2 is a graph showing the relationship between the basicity of the pellet and the yield of reduced iron. 図3は、MgOが5%のときのSiO2−CaO−Al23系状態図である。FIG. 3 is a SiO 2 —CaO—Al 2 O 3 phase diagram when MgO is 5%. 図4は、粉砕して得られた鉄鉱石の粒度分布の一例を示すグラフである。FIG. 4 is a graph showing an example of the particle size distribution of iron ore obtained by pulverization. 図5は、鉄鉱石のBIと、ペレットの落下強度との関係を示すグラフである。FIG. 5 is a graph showing a relationship between iron ore BI and pellet drop strength.

本発明者らは、Al23を含有する鉄鉱石を用いた場合でも、酸化鉄の還元時に副生するスラグを速やかに溶融させて酸化鉄を還元するときの反応時間を短縮するために、鋭意検討を重ねてきた。その結果、鉄鉱石としてBIが2000〜3000cm2/gのものを用いると共に、塊成物の塩基度を適切な範囲に調整し、且つ塊成物に含まれるAl23量を所定量以下に低減すれば、上記課題を解決できることを見出し、本発明を完成した。以下、本発明について説明する。 In order to reduce the reaction time when the iron oxide is reduced by rapidly melting the slag produced as a by-product during the reduction of the iron oxide, even when the iron ore containing Al 2 O 3 is used. , Have been intensively studied. As a result, iron ore having a BI of 2000 to 3000 cm 2 / g is used, the basicity of the agglomerate is adjusted to an appropriate range, and the amount of Al 2 O 3 contained in the agglomerate is below a predetermined amount. The present invention has been completed by finding that the above problem can be solved by reducing it to a minimum. The present invention will be described below.

Al23含有量の多い鉄鉱石を使用する場合、塩基度を下げて融点を低下させる方法があるが、石灰石の添加量を抑えるとAl23の濃度が高くなるため、スラグの融点が却って上昇することが判明した。そこで本発明では、スラグ中のAl23濃度を考慮しながら塩基度(即ち、石灰石の添加量)を適正な範囲に制御することについて検討した。 When using iron ore with a high Al 2 O 3 content, there is a method to lower the melting point by lowering the basicity, but if the amount of limestone added is reduced, the concentration of Al 2 O 3 increases, so the melting point of the slag Turned out to rise. Therefore, in the present invention, the basicity (that is, the amount of limestone added) is controlled within an appropriate range while taking into account the Al 2 O 3 concentration in the slag.

即ち、鉄鉱石に含まれる脈石中のAl23量が増加すると、酸化鉄の還元時に生成するスラグの融点が高くなるため、上記塊成物を加熱炉で加熱しても、スラグの溶融は促進されない。スラグが溶融しない場合には、酸化鉄の還元は進行し難くなるため、酸化鉄の還元に要する反応時間が長くなり、還元鉄の生産性が低下する。 That is, when the amount of Al 2 O 3 in the gangue contained in the iron ore increases, the melting point of the slag produced during the reduction of iron oxide increases, so even if the agglomerate is heated in a heating furnace, Melting is not promoted. If the slag does not melt, the reduction of the iron oxide is difficult to proceed, so that the reaction time required for the reduction of the iron oxide becomes long and the productivity of the reduced iron decreases.

そこで本発明者らは、まず、鉄鉱石と炭素質還元剤とを含む混合物に副原料を添加して、鉄鉱石に含まれる脈石の融点を低下し、スラグの融点を下げることを試みた。このとき、鉄鉱石を微粉砕することによって、鉄鉱石と副原料との接触面積を大きくすれば、鉄鉱石と副原料との反応速度を高められるのではないかと考えた。具体的には、鉄鉱石として、Blaine指数(BI)が2000〜3000cm2/gのものを用いた。BIとは、Blaine法に基づいて求められる指数であり、比表面積を表す指標である。 Therefore, the present inventors first tried to lower the melting point of slag by adding a secondary material to a mixture containing iron ore and a carbonaceous reducing agent to lower the melting point of gangue contained in the iron ore. . At this time, it was thought that if the contact area between the iron ore and the auxiliary material was increased by pulverizing the iron ore, the reaction rate between the iron ore and the auxiliary material could be increased. Specifically, iron ore having a Blaine index (BI) of 2000 to 3000 cm 2 / g was used. BI is an index obtained based on the Blaine method, and is an index representing the specific surface area.

ところが、上記混合物に副原料を添加すると共に、BIが2000〜3000cm2/gの鉄鉱石を用いても、スラグの融点は充分には低下せず、反応時間を充分には短縮できなかった。 However, even when an auxiliary material was added to the above mixture and an iron ore having a BI of 2000 to 3000 cm 2 / g was used, the melting point of the slag was not sufficiently lowered, and the reaction time could not be shortened sufficiently.

次に、本発明者らは、スラグの塩基度に着目した。CaO−SiO2−Al23系のスラグは、一般的には、塩基度(CaO/SiO2)を下げれば、スラグの融点が低下することが知られているからである。 Next, the present inventors paid attention to the basicity of slag. This is because it is known that the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 slag generally decreases the melting point of the slag when the basicity (CaO / SiO 2 ) is lowered.

スラグの塩基度を下げるために、上記混合物に配合する副原料のうち、塩基度の調整に通常用いられているCaCO3の添加量を低減した。その結果、塊成物中のCaOおよびSiO2の含有量から求められる塩基度は低下した。しかしながら、スラグの融点は低下せず、却ってスラグの融点が高くなることが判明した。そこで、塩基度を低下させてもスラグの融点を充分に低下させることができない原因について検討したところ、本発明で対象としている成分組成のスラグでは、CaCO3の配合量を下げると、塊成物に含まれるCaO、SiO2、およびAl23の合計量が100質量%となるように換算したときのAl23量が増加し、スラグの融点が却って上昇することが分かった。 In order to lower the basicity of slag, among the auxiliary materials blended in the above mixture, the amount of CaCO 3 that is usually used for adjusting the basicity was reduced. As a result, the basicity determined from the content of CaO and SiO 2 in the agglomerate was decreased. However, it has been found that the melting point of the slag does not decrease and the melting point of the slag increases. Therefore, the reason why the melting point of the slag cannot be sufficiently lowered even when the basicity is lowered was examined. In the case of the slag having the component composition of the present invention, when the amount of CaCO 3 is lowered, the agglomerate is reduced. It was found that the amount of Al 2 O 3 when converted so that the total amount of CaO, SiO 2 , and Al 2 O 3 contained in the mixture was 100% by mass increased and the melting point of the slag rose.

そこで本発明では、種々実験を繰り返した結果、塊成物中のCaOおよびSiO2の含有量から求められる塩基度を0.9〜1.2の範囲としたうえで、塊成物に含まれるCaO、SiO2、およびAl23の合計量が100質量%となるように換算したときのAl23量が20%以下(0%を含まない)となるように、混合物にCaCO3を添加することとした。 Therefore, in the present invention, as a result of repeating various experiments, the basicity determined from the contents of CaO and SiO 2 in the agglomerate is within the range of 0.9 to 1.2, and is included in the agglomerate. CaCO 3 is added to the mixture so that the amount of Al 2 O 3 when converted so that the total amount of CaO, SiO 2 and Al 2 O 3 is 100% by mass is 20% or less (not including 0%). It was decided to add.

以上のように、本発明によれば、鉄鉱石を微粉砕して比表面積(即ち、スラグ形成のための反応界面積)を増大させると共に、塊成物を構成している混合物に添加するCaCO3量を調整することによって、塊成物の塩基度と、塊成物に含まれるAl23量を調整している。その結果、スラグの融点が低下し、酸化鉄の反応時間が短縮され、還元鉄の生産性が向上する。 As described above, according to the present invention, the iron ore is finely pulverized to increase the specific surface area (that is, the reaction interfacial area for slag formation), and added to the mixture constituting the agglomerate. By adjusting the 3 amount, the basicity of the agglomerate and the amount of Al 2 O 3 contained in the agglomerate are adjusted. As a result, the melting point of slag is lowered, the reaction time of iron oxide is shortened, and the productivity of reduced iron is improved.

本発明では、Al23を含有する鉄鉱石と、炭素質還元剤とを含む混合物よりなる塊成物を加熱し、該塊成物中の酸化鉄を還元して還元鉄を製造する。上記Al23を含有する鉄鉱石としては、例えば、豪州産やインド産のヘマタイト鉱石がある。 In the present invention, an agglomerate composed of a mixture containing iron ore containing Al 2 O 3 and a carbonaceous reducing agent is heated, and iron oxide in the agglomerate is reduced to produce reduced iron. Examples of the iron ore containing Al 2 O 3 include Australian and Indian hematite ores.

上記鉄鉱石に含まれるAl23量は特に限定されないが、本発明では、Al23を1.0%以上(特に、1.9%以上)含有している鉄鉱石であっても用いることができる。Al23量の上限についても特に限定されないが、例えば、5.0%以下(特に、4.1%以下)である。上記鉄鉱石は、MgOやTiO2を含有していてもよい。MgOやTiO2もスラグの融点を高めるのに作用する成分である。 The amount of Al 2 O 3 contained in the iron ore is not particularly limited. In the present invention, even if the iron ore contains 1.0% or more (particularly 1.9% or more) of Al 2 O 3 , Can be used. The upper limit of the amount of Al 2 O 3 is not particularly limited, but is, for example, 5.0% or less (particularly 4.1% or less). The iron ore may contain MgO or TiO 2 . MgO and TiO 2 are also components that act to increase the melting point of slag.

本発明では、上記鉄鉱石として、Blaine指数(BI)が2000〜3000cm2/gのものを用いることが重要である。鉄鉱石のBIが2000cm2/gを下回ると、比表面積が小さいため、副原料との接触界面が小さく、鉄鉱石に含まれる脈石の溶融を促進できず、酸化鉄の反応時間を短くすることができない。従って鉄鉱石のBIは、2000cm2/g以上、好ましくは2100cm2/g以上、より好ましくは2200cm2/g以上である。しかし鉄鉱石のBIが3000cm2/gを超えると、炭素質還元剤との混合時に擬似粒子を形成しやすく、均一な混合が難しくなる。従って鉄鉱石のBIは3000cm2/g以下、好ましくは2800cm2/g以下、より好ましくは2600cm2/g以下である。 In the present invention, it is important to use the iron ore having a Blaine index (BI) of 2000 to 3000 cm 2 / g. When the iron ore BI is less than 2000 cm 2 / g, the specific surface area is small, the contact interface with the auxiliary material is small, the melting of the gangue contained in the iron ore cannot be promoted, and the reaction time of the iron oxide is shortened. I can't. Thus the iron ore BI is, 2000 cm 2 / g or more, preferably 2100 cm 2 / g or more, more preferably 2200 cm 2 / g or more. However, if BI of iron ore exceeds 3000 cm 2 / g, it is easy to form pseudo particles when mixing with the carbonaceous reducing agent, and uniform mixing becomes difficult. Thus BI of iron ore 3000 cm 2 / g or less, preferably 2800 cm 2 / g or less, and more preferably not more than 2600 cm 2 / g.

上記鉄鉱石のBIは、Blaine法によって測定することができ、JIS R5201で規定されている方法に基づいて測定すればよい。   The BI of the iron ore can be measured by the Blaine method, and may be measured based on the method defined in JIS R5201.

本発明では、原料鉄鉱石をBIが2000〜3000cm2/gとなるように粉砕した鉄鉱石を用いることができる。 In the present invention, iron ore obtained by pulverizing raw iron ore so that BI is 2000 to 3000 cm 2 / g can be used.

原料鉄鉱石を粉砕する手段は特に限定されず、公知の手段を採用できる。例えば、ロッドミル、ロールクラッシャ、ボールミルなどを用いればよい。   The means for pulverizing the raw iron ore is not particularly limited, and known means can be employed. For example, a rod mill, a roll crusher, a ball mill or the like may be used.

本発明では、上記鉄鉱石と、炭素質還元剤とを含む混合物を塊成化して製造した塊成物を用いており、上記炭素質還元剤としては、例えば、石炭やコークスなどを用いることができる。   In the present invention, an agglomerate produced by agglomerating a mixture containing the iron ore and the carbonaceous reducing agent is used. As the carbonaceous reducing agent, for example, coal or coke can be used. it can.

本発明では、上記混合物にCaCO3を添加することによって、
(a)塊成物中のCaOおよびSiO2の含有量から求められる塩基度(CaO/SiO2)を0.9〜1.2の範囲とし、且つ
(b)塊成物に含まれるCaO、SiO2、およびAl23の合計量が100質量%となるように換算したときのAl23量を20%以下(0%を含まない)とする
ことが重要である。
In the present invention, by adding CaCO 3 to the mixture,
(A) the basicity (CaO / SiO 2 ) determined from the contents of CaO and SiO 2 in the agglomerate is in the range of 0.9 to 1.2, and (b) CaO contained in the agglomerate, It is important that the Al 2 O 3 content is 20% or less (excluding 0%) when converted so that the total amount of SiO 2 and Al 2 O 3 is 100% by mass.

(a)塩基度
塩基度が0.9を下回ると、一般にはスラグの融点が下がる傾向があるが、塩基度が0.9を下回るようなCaCO3添加では、Al23を希釈する効果がなくなるため、スラグ中のAl23濃度が上昇し、スラグが溶け難くなる。従って塩基度は0.9以上、好ましくは0.95以上、より好ましくは1.0以上である。しかし塩基度が1.2を超えると、スラグの融点が高くなるため、酸化鉄の還元が進み難くなり、反応時間が長くなる。従って塩基度は1.2以下、好ましくは1.15以下、より好ましくは1.1以下である。
When (a) basicity basicity is less than 0.9, generally tend to decrease the melting point of the slag, but CaCO 3 added as basicity below 0.9, dilute the Al 2 O 3 effect Therefore, the concentration of Al 2 O 3 in the slag increases and the slag becomes difficult to melt. Accordingly, the basicity is 0.9 or more, preferably 0.95 or more, more preferably 1.0 or more. However, if the basicity exceeds 1.2, the melting point of slag increases, so that the reduction of iron oxide is difficult to proceed and the reaction time becomes longer. Accordingly, the basicity is 1.2 or less, preferably 1.15 or less, more preferably 1.1 or less.

(b)Al23
上記合計量に占めるAl23量が20%を超えると、上記塩基度を上記範囲に調整してもスラグの融点を充分に低下させることができないため、スラグの溶融を促進できず、酸化鉄の反応時間を短くできない。従って上記合計量に占めるAl23量は20%以下、好ましくは18%以下、より好ましくは16%以下である。
(B) the amount of Al 2 O 3 amount of Al 2 O 3 accounts for the total amount exceeds 20%, the said basicity can not be lowered sufficiently the melting point of the slag is adjusted in the above range, slag Cannot be accelerated and the reaction time of iron oxide cannot be shortened. Therefore, the Al 2 O 3 content in the total amount is 20% or less, preferably 18% or less, more preferably 16% or less.

上記混合物には、更に融点調整剤を配合してもよい。上記融点調整剤とは、鉄の融点に影響する物質は除くこととし、塊成物に含まれる鉄以外の成分(特に、脈石)の融点に影響する物質を意味する。即ち、上記混合物として融点調整剤を配合することによって、塊成物に含まれる酸化鉄以外の成分(特に、脈石)の融点に影響を与え、例えばその融点を降下させることができる。それにより脈石は、溶融が促進され、溶融スラグを形成する。このとき酸化鉄の一部は溶融スラグに溶解し、溶融スラグ中で還元されて還元鉄となる。溶融スラグ中で生成した還元鉄は、固体のまま還元された還元鉄と接触することにより、固体の還元鉄として凝集する。   You may mix | blend a melting | fusing point regulator with the said mixture further. The melting point modifier means a substance that affects the melting point of components (particularly gangue) other than iron contained in the agglomerate, excluding substances that affect the melting point of iron. That is, by adding a melting point adjusting agent as the above mixture, the melting point of components (particularly gangue) other than iron oxide contained in the agglomerate is affected, and for example, the melting point can be lowered. Thereby, the gangue is promoted to melt and forms molten slag. At this time, part of the iron oxide is dissolved in the molten slag and reduced in the molten slag to become reduced iron. The reduced iron produced in the molten slag is agglomerated as solid reduced iron by coming into contact with the reduced iron reduced in the solid state.

上記融点調整剤としては、CaO供給物質を含むものを用いることが好ましい。上記CaO供給物質としては、例えば、CaO(生石灰)、Ca(OH)2(消石灰)、およびCaMg(CO32(ドロマイト)よりなる群から選ばれる少なくとも一つを配合することができる。 As the melting point adjusting agent, it is preferable to use one containing a CaO supply substance. As the CaO feed materials, for example, CaO (quicklime), Ca (OH) 2 (hydrated lime), and CaMg (CO 3) 2 can be blended at least one selected from the group consisting of (dolomite).

上記融点調整剤としては、上記CaO供給物質のみを配合しても良いし、上記CaO供給物質に加えて、例えば、MgO供給物質、SiO2供給物質などを配合してもよい。MgOおよびSiO2も、上記CaO同様、塊成物に含まれる鉄以外の成分(特に、脈石)の融点に影響する物質である。上記MgO供給物質としては、例えば、MgO粉末、天然鉱石や海水などから抽出されるMg含有物質、MgCO3よりなる群から選ばれる少なくとも一つを用いることができる。上記SiO2供給物質としては、例えば、SiO2粉末や珪砂などを用いることができる。 As the melting point adjusting agent, only the CaO supply substance may be added, or in addition to the CaO supply substance, for example, an MgO supply substance, a SiO 2 supply substance, or the like may be added. Similarly to CaO, MgO and SiO 2 are substances that affect the melting point of components (particularly gangue) other than iron contained in the agglomerate. As the MgO supply substance, for example, at least one selected from the group consisting of MgO powder, Mg-containing substance extracted from natural ore or seawater, and MgCO 3 can be used. As the SiO 2 supply substance, for example, SiO 2 powder or silica sand can be used.

上記塊成物は、鉄鉱石、炭素質還元剤、および融点調整剤以外の成分として、バインダーなどを更に配合してもよい。上記バインダーとしては、例えば、多糖類など(例えば、コーンスターチや小麦粉等の澱粉など)を用いることができる。   The agglomerate may further contain a binder as a component other than iron ore, a carbonaceous reducing agent, and a melting point adjusting agent. Examples of the binder include polysaccharides (for example, starch such as corn starch and wheat flour).

上記塊成物に含まれるバインダー量は、0.8〜2.0%とすることが好ましい。バインダー量を0.8%以上とすることによって塊成物の強度を高めることができる。バインダー量は、より好ましくは0.9%以上、更に好ましくは1.0%以上である。しかしバインダー量が2.0%を超えると、コスト高となり、またバインダー量が過剰になり過ぎて塊成物の強度が却って低下する。従ってバインダー量は、2.0%以下であることが好ましく、より好ましくは1.5%以下、更に好ましくは1.2%以下である。   The amount of the binder contained in the agglomerate is preferably 0.8 to 2.0%. By setting the binder amount to 0.8% or more, the strength of the agglomerate can be increased. The amount of the binder is more preferably 0.9% or more, and further preferably 1.0% or more. However, if the amount of the binder exceeds 2.0%, the cost becomes high, and the amount of the binder becomes excessive, so that the strength of the agglomerate decreases. Accordingly, the binder amount is preferably 2.0% or less, more preferably 1.5% or less, and still more preferably 1.2% or less.

上記混合物を混合する混合機としては、例えば、回転容器形混合機や固定容器形混合機を用いることができる。上記回転容器形混合機としては、例えば、回転円筒形、二重円錐形、V形などの混合機を用いることができる。上記固定容器形混合機としては、例えば、混合槽内に回転羽(例えば、鋤など)を設けた混合機を用いることができる。   As a mixer which mixes the said mixture, a rotating container type mixer and a fixed container type mixer can be used, for example. As the rotary container type mixer, for example, a rotary cylinder type, double cone type, V type mixer or the like can be used. As the fixed container mixer, for example, a mixer provided with rotating blades (for example, a bowl) in a mixing tank can be used.

上記混合物を塊成化する塊成機としては、例えば、皿形造粒機(ディスク形造粒機)、円筒形造粒機(ドラム形造粒機)、双ロール型ブリケット成型機などを用いることができる。   As the agglomerating machine for agglomerating the mixture, for example, a dish granulator (disk granulator), a cylindrical granulator (drum granulator), a twin roll briquette molding machine or the like is used. be able to.

上記塊成物の形状は特に限定されず、例えば、塊状、粒状、ブリケット状、ペレット状、棒状などであればよく、好ましくはペレット状やブリケット状であればよい。   The shape of the agglomerate is not particularly limited, and may be, for example, a lump shape, a granular shape, a briquette shape, a pellet shape, a rod shape, or the like, and preferably a pellet shape or a briquette shape.

上記塊成物の大きさも特に限定されないが、粒径(最大粒径)は50mm以下であることが好ましい。塊成物の粒径を過剰に大きくしようとすると、造粒効率が悪くなる。また、塊成物の下部への伝熱が悪くなり、生産性が低下する。なお、塊成物の粒径の下限値は5mm程度である。   The size of the agglomerate is not particularly limited, but the particle size (maximum particle size) is preferably 50 mm or less. If the particle size of the agglomerate is excessively increased, the granulation efficiency is deteriorated. In addition, heat transfer to the lower part of the agglomerate is deteriorated, and productivity is lowered. In addition, the lower limit of the particle size of the agglomerate is about 5 mm.

本発明では、上記塊成物として、見掛け密度が2.1g/cm3以上のものを用いることが好ましく、還元鉄の歩留まりを向上できる。上記塊成物の見掛け密度は、より好ましくは2.2g/cm3以上であり、更に好ましくは2.3g/cm3以上である。なお、上記見掛け密度の上限は、例えば、2.5g/cm3以下であればよい。 In the present invention, as the agglomerates, those having an apparent density of 2.1 g / cm 3 or more are preferably used, and the yield of reduced iron can be improved. The apparent density of the agglomerate is more preferably 2.2 g / cm 3 or more, and still more preferably 2.3 g / cm 3 or more. Note that the upper limit of the apparent density may be, for example, 2.5 g / cm 3 or less.

上記塊成物の見掛け密度は、水銀(液体)に塊成物を浸漬しその浮力を測定することによって求めた値である。なお、上記塊成物の見掛け密度は、簡便には、上記塊成物の表面を溶融パラフィンで薄く被覆し、体積と質量を測定して算出してもよい。   The apparent density of the agglomerate is a value obtained by immersing the agglomerate in mercury (liquid) and measuring its buoyancy. The apparent density of the agglomerate may be calculated by simply coating the surface of the agglomerate thinly with molten paraffin and measuring the volume and mass.

上記見掛け密度を高める方法は特に限定されないが、例えば、上記混合物を造粒するときの時間(造粒時間)を長くし、時間をかけて造粒すればよい。   The method for increasing the apparent density is not particularly limited. For example, the time (granulation time) for granulating the mixture may be increased and granulated over time.

上記造粒時間は、例えば、5分以上とすることが好ましく、より好ましくは8分以上、更に好ましくは10分以上である。造粒時間の上限は特に限定されないが、生産性の観点から15分以下とすることが好ましい。   The granulation time is, for example, preferably 5 minutes or more, more preferably 8 minutes or more, and further preferably 10 minutes or more. The upper limit of the granulation time is not particularly limited, but is preferably 15 minutes or less from the viewpoint of productivity.

上記塊成物は、加熱炉に装入して加熱し、該塊成物中の酸化鉄を還元して還元鉄を製造すればよい。   The agglomerate may be charged in a heating furnace and heated, and reduced iron may be produced by reducing iron oxide in the agglomerate.

上記加熱炉としては、例えば、移動炉床炉式加熱炉を用いることができる。上記移動炉床炉式加熱炉とは、炉床がベルトコンベアのように炉内を移動する加熱炉であり、例えば、回転炉床炉やトンネル炉が挙げられる。上記回転炉床炉は、炉床の始点と終点が同じ位置になるように、炉床の外観形状が円形(ドーナツ状)に設計されており、炉床上に供給された塊成物は、炉内を一周する間に加熱還元されて(粒状)還元鉄を生成する。従って、回転炉床炉には、回転方向の最上流側に塊成物を炉内に供給する装入手段が設けられ、回転方向の最下流側(回転構造であるため、実際には装入手段の直上流側になる)に排出手段が設けられる。上記トンネル炉とは、炉床が直線方向に炉内を移動する加熱炉である。   As the heating furnace, for example, a moving hearth furnace can be used. The moving hearth furnace type heating furnace is a heating furnace in which the hearth moves in the furnace like a belt conveyor, and examples thereof include a rotary hearth furnace and a tunnel furnace. The rotary hearth furnace is designed so that the outer shape of the hearth is circular (doughnut shape) so that the start point and end point of the hearth are in the same position, and the agglomerate supplied on the hearth is During one round of the inside, it is reduced by heating (granular) to produce reduced iron. Therefore, the rotary hearth furnace is provided with charging means for supplying the agglomerate into the furnace on the most upstream side in the rotation direction, and the most downstream side in the rotation direction (since it is a rotating structure, Discharging means is provided immediately upstream of the means). The tunnel furnace is a heating furnace in which the hearth moves in the furnace in a linear direction.

上記塊成物は、上記加熱炉内で、例えば、1300〜1500℃で加熱して加熱還元すればよく、好ましくは1300〜1450℃である。   The agglomerate may be heated and reduced, for example, at 1300 to 1500 ° C. in the heating furnace, preferably 1300 to 1450 ° C.

上記移動炉床式加熱炉の炉床上には、上記塊成物を炉内に装入するに先立って、床敷材を敷くことも好ましい態様である。床敷材を敷くことによって炉床を保護できる。上記床敷材としては、上記炭素質還元剤として例示したものの他、耐火性粒子を用いることができる。   It is also a preferable aspect that a floor covering material is laid on the hearth of the moving hearth heating furnace prior to charging the agglomerate into the furnace. You can protect the hearth by laying the floor covering. As the floor covering material, refractory particles can be used in addition to those exemplified as the carbonaceous reducing agent.

以下、実施例を挙げて本発明をより具体的に説明するが、本発明はもとより下記実施例によって制限を受けるものではなく、前・後記の趣旨に適合し得る範囲で適当に変更を加えて実施することも勿論可能であり、それらはいずれも本発明の技術的範囲に包含される。   EXAMPLES Hereinafter, the present invention will be described more specifically with reference to examples. However, the present invention is not limited by the following examples, but may be appropriately modified within a range that can meet the purpose described above and below. Of course, it is possible to implement them, and they are all included in the technical scope of the present invention.

(実験1)
実験1では、塊成物中のCaOおよびSiO2の含有量から求められる塩基度(CaO/SiO2)が、還元鉄の歩留まりに及ぼす影響について調べた。
(Experiment 1)
In Experiment 1, the influence of the basicity (CaO / SiO 2 ) determined from the contents of CaO and SiO 2 in the agglomerate on the yield of reduced iron was examined.

Al23を含有する鉄鉱石と、炭素質還元剤とを含む混合物よりなる塊成物を加熱し、該塊成物中の酸化鉄を還元して還元鉄を製造した。 An agglomerate composed of a mixture containing iron ore containing Al 2 O 3 and a carbonaceous reducing agent was heated, and iron oxide in the agglomerate was reduced to produce reduced iron.

上記鉄鉱石の成分組成を下記表1に示す。下記表1において、T.Feは全鉄量、LOIはイグニションロス(灼熱減量)を意味している。   The composition of the iron ore is shown in Table 1 below. In Table 1 below, T.W. Fe means the total iron content, and LOI means the ignition loss.

上記鉄鉱石としては、ボールミルを用いて、Blaine指数(BI)が2280cm2/gとなるように粉砕したものを用いた。 As said iron ore, what was grind | pulverized so that a Blaine index | index (BI) might be set to 2280 cm < 2 > / g using the ball mill was used.

下記表1に示した成分組成に基づいて、上記鉄鉱石に含まれる脈石成分のうち、SiO2とAl23の合計量に対するAl23量の割合[100×Al23/(SiO2+Al23)]を算出すると、次式に示すように35%であった。
100×Al23/(SiO2+Al23)=100×1.69/(3.10+1.69)=35%
Based on the component composition shown in Table 1, among the gangue components contained in the iron ore, SiO 2 and Al 2 Al to the total amount of O 3 2 O 3 amount ratio [100 × Al 2 O 3 / (SiO 2 + Al 2 O 3 )] was calculated to be 35% as shown in the following formula.
100 × Al 2 O 3 / (SiO 2 + Al 2 O 3 ) = 100 × 1.69 / (3.10 + 1.69) = 35%

算出したAl23量の割合と、上記に示した図1に基づいて、脈石成分の融点を読み取ると1580℃であった。 Based on the calculated proportion of the Al 2 O 3 amount and FIG. 1 shown above, the melting point of the gangue component was read to be 1580 ° C.

上記炭素質還元剤としては、下記表2に示す成分組成の瀝青炭を用いた。下記表2において、T.Sは全硫黄量を意味している。なお、瀝青炭としては、目開きが200メッシュの篩を通過する粉末の質量が瀝青炭全体の質量に対して80%を超えるものを用いた。   As the carbonaceous reducing agent, bituminous coal having the composition shown in Table 2 below was used. In Table 2 below, T.M. S means the total amount of sulfur. In addition, as the bituminous coal, that whose mass of the powder which passes a 200-mesh sieve exceeds 80% with respect to the mass of the whole bituminous coal was used.

上記鉄鉱石および瀝青炭に、融点調整剤としてCaCO3(石灰石)、ドロマイト、蛍石を配合し、バインダーとして澱粉系スターチを配合し、ペレット(塊成物)を製造した。鉄鉱石、瀝青炭、石灰石、ドロマイト、蛍石、およびバインダーの配合割合を下記表3に示す。ペレットは、粒径がφ19mmとなるように造粒した。 The iron ore and bituminous coal were blended with CaCO 3 (limestone), dolomite, and fluorite as melting point modifiers, and starch-based starch was blended as a binder to produce pellets (agglomerates). The blending ratios of iron ore, bituminous coal, limestone, dolomite, fluorite, and binder are shown in Table 3 below. The pellets were granulated so that the particle diameter was 19 mm.

下記表3に示した配合割合を基本とし、CaCO3の添加量を変えて塩基度(CaO/SiO2)を0.7〜1.3の範囲を目標に調整したペレットを製造した。 Based on the blending ratio shown in Table 3 below, pellets were produced with the basicity (CaO / SiO 2 ) adjusted to the range of 0.7 to 1.3 by changing the amount of CaCO 3 added.

得られたペレットを電気炉に装入し、1450℃で、還元鉄とスラグが溶融分離するまで加熱(約10分間)して還元鉄を製造した。   The obtained pellets were charged into an electric furnace and heated (about 10 minutes) at 1450 ° C. until the reduced iron and slag melted and separated to produce reduced iron.

加熱して得られた還元鉄およびスラグ等を炉内から排出し、還元鉄の歩留まりを算出した。還元鉄の歩留まりは、加熱炉へ装入した原料(ペレット)に含まれる全鉄量に対して、粒径が3.35mm以上の還元鉄の質量の割合に基づいて算出した。
歩留まり(%)=100×(粒径が3.35mm以上の還元鉄の質量)/(原料に含まれる全鉄量)
Reduced iron, slag, and the like obtained by heating were discharged from the furnace, and the yield of reduced iron was calculated. The yield of reduced iron was calculated based on the ratio of the mass of reduced iron having a particle size of 3.35 mm or more with respect to the total amount of iron contained in the raw material (pellet) charged into the heating furnace.
Yield (%) = 100 × (mass of reduced iron having a particle size of 3.35 mm or more) / (total amount of iron contained in raw material)

ペレットの塩基度と、還元鉄の歩留まりとの関係を図2に示す。図2に示すように、塩基度が0.9〜1.2の範囲では、還元鉄の歩留まりは92%以上となった。一方、図2から、ペレットの塩基度が0.9を下回るか、1.2を超えると、歩留まりが低下する傾向が読み取れた。即ち、塩基度が0.9を下回って0.7になると、還元鉄の歩留まりは一気に低下し、87%程度になった。塩基度が0.7のときにおいて、粒径が3.35mm以上の還元鉄の質量に基づいて算出した歩留まりは87%であったが、回収した全ての鉄分の歩留まりは96%であった。従って塩基度が0.7のときは、粒径が3.35mm未満の還元鉄が多く生成していたことが分かる。また、塩基度が1.2を超えて1.25になっても還元鉄の歩留まりは低下傾向を示し、歩留まりは89.5%程度であった。   The relationship between the basicity of the pellet and the yield of reduced iron is shown in FIG. As shown in FIG. 2, the yield of reduced iron was 92% or more when the basicity was in the range of 0.9 to 1.2. On the other hand, from FIG. 2, when the basicity of the pellet was less than 0.9 or exceeded 1.2, a tendency for the yield to decrease could be read. That is, when the basicity was less than 0.9 and became 0.7, the yield of reduced iron decreased at a stretch to about 87%. When the basicity was 0.7, the yield calculated based on the mass of reduced iron having a particle size of 3.35 mm or more was 87%, but the yield of all recovered iron was 96%. Therefore, it can be seen that when the basicity was 0.7, a large amount of reduced iron having a particle size of less than 3.35 mm was produced. Further, even when the basicity exceeded 1.2 and reached 1.25, the yield of reduced iron showed a decreasing tendency, and the yield was about 89.5%.

以上の結果から、塩基度を0.9〜1.2の範囲に制御すれば、還元鉄の歩留まりを向上できることが分かった。   From the above results, it was found that the yield of reduced iron can be improved by controlling the basicity within the range of 0.9 to 1.2.

(実験2)
上記実験1において、塊成物の塩基度を適切な範囲に調整すれば、還元鉄の歩留まりが向上することが分かった。そこで、実験2では、塩基度とスラグの融点との関係について調べた。即ち、実験2では、上記実験1の表3に示した鉄鉱石に含まれる鉄量と、瀝青炭中に含まれる固定炭素量の質量比が一定になるように保ったうえで、CaCO3の配合割合を変えて塩基度(CaO/SiO2)の異なるペレットを製造した。
(Experiment 2)
In Experiment 1, it was found that the yield of reduced iron was improved by adjusting the basicity of the agglomerates to an appropriate range. Therefore, in Experiment 2, the relationship between basicity and the melting point of slag was examined. That is, in Experiment 2, while maintaining the mass ratio of the amount of iron contained in the iron ore shown in Table 3 of Experiment 1 and the amount of fixed carbon contained in the bituminous coal to be constant, the composition of CaCO 3 Pellet having different basicity (CaO / SiO 2 ) was produced by changing the ratio.

まず、上記表3に示した配合割合のペレットを用いた。下記表3に示した配合割合のペレットは、塩基度が1.05であり、ペレットに含まれるMgO量は0.50%であった。   First, pellets having the blending ratio shown in Table 3 above were used. The pellets having the blending ratios shown in Table 3 below had a basicity of 1.05, and the amount of MgO contained in the pellets was 0.50%.

Al23を20%(一定)としたとき、塩基度(CaO/SiO2)を1.14→0.87→0.67と順に下げると、図3にb1→b2→b3で示すように、融点は1460℃→1340℃→1320℃と下がる。このようにAl23が20%と一定となる直線上を動く場合には、塩基度を小さくした方が、スラグの融点は低下し、溶けやすくなる。 When Al 2 O 3 is set to 20% (constant), the basicity (CaO / SiO 2 ) is decreased in order of 1.14 → 0.87 → 0.67, as shown in FIG. 3 by b1 → b2 → b3. In addition, the melting point decreases from 1460 ° C. → 1340 ° C. → 1320 ° C. Thus, when Al 2 O 3 moves on a straight line where 20% is constant, the melting point of slag is lowered and the melting becomes easier when the basicity is reduced.

しかし塩基度を小さくするということは、配合する石灰石量(CaCO3量)を低減することになるため、CaOによるAl23の希釈効果は薄れる。そのため、スラグ中のAl23濃度は高くなる。従って、塩基度を小さくした場合には、実際には、図3にa1→a2で示すように、塩基度の低下と共に、Al23濃度は高くなる方向に動く。このとき塩基度を下げてゆくと、一旦は融点が低くなるが、再び融点が上昇してスラグは溶け難くなる。そこで塩基度とスラグ中のAl23濃度との関係を調べたところ、塩基度を小さくすると、スラグ中のAl23濃度が高くなることが確認された。 However, reducing the basicity reduces the amount of limestone (CaCO 3 amount) to be blended, so the effect of diluting Al 2 O 3 with CaO is diminished. Therefore, the Al 2 O 3 concentration in the slag becomes high. Therefore, when the basicity is decreased, the Al 2 O 3 concentration actually increases as the basicity decreases, as indicated by a1 → a2 in FIG. At this time, if the basicity is lowered, the melting point once decreases, but the melting point rises again and the slag becomes difficult to dissolve. Therefore, when the relationship between the basicity and the Al 2 O 3 concentration in the slag was examined, it was confirmed that the Al 2 O 3 concentration in the slag increases when the basicity is decreased.

以上の結果から、ペレット中のCaOおよびSiO2の含有量から求められる塩基度(CaO/SiO2)を0.9〜1.2の範囲とし、且つペレットに含まれるCaO、SiO2、およびAl23の合計量が100質量%となるように換算したときのAl23量を20質量%以下とすれば、スラグの融点を低くできることが分かる。スラグの融点を低くできると、酸化鉄を還元するときの反応時間を短縮できると考えられる。 From the above results, the basicity (CaO / SiO 2 ) determined from the content of CaO and SiO 2 in the pellet is in the range of 0.9 to 1.2, and CaO, SiO 2 , and Al contained in the pellet It can be seen that the melting point of the slag can be lowered if the amount of Al 2 O 3 when converted so that the total amount of 2 O 3 is 100% by mass is 20% by mass or less. If the melting point of slag can be lowered, it is considered that the reaction time when reducing iron oxide can be shortened.

(実験3)
実験3では、副原料とスラグの接触効率を高めるために、鉄鉱石の粒度に着目して鉄鉱石の粒度と、乾燥ペレットの落下強度との関係について調べた。
(Experiment 3)
In Experiment 3, in order to increase the contact efficiency between the auxiliary raw material and the slag, the relationship between the iron ore particle size and the drop strength of the dried pellets was examined focusing on the iron ore particle size.

粉砕して得られた鉄鉱石の粒度分布の一例を図4に示す。図4において、横軸は鉄鉱石粉の粒子径(直径Dp)を示しており、縦軸は累積(%)を示している。図4において、●はBIが1540cm2/gの結果、○はBIが2310cm2/gの結果を夫々示している。 An example of the particle size distribution of iron ore obtained by grinding is shown in FIG. In FIG. 4, the horizontal axis indicates the particle diameter (diameter Dp) of the iron ore powder, and the vertical axis indicates the accumulation (%). In FIG. 4, ● indicates the result of BI of 1540 cm 2 / g, and ○ indicates the result of BI of 2310 cm 2 / g.

上記実験1における表3に示した配合割合を基本とし、鉄鉱石のBIを1200cm2/g、1500cm2/g、または2300cm2/gとし、バインダーの配合量を0.6〜1.2%の範囲に変えてペレットを製造した。バインダーとしては、澱粉系スターチを用いた。 The basic compounding proportions shown in Table 3 in the above experiment 1, BI to 1200 cm 2 / g of iron ore, 1500cm 2 / g, or a 2300 cm 2 / g, the amount of binder 0.6 to 1.2% Pellets were produced in the range of. As the binder, starch-based starch was used.

得られたペレットについて、落下強度を次の手順で調べた。ペレットの落下強度は、得られたペレットを鋼板の上方45cmの位置から自然落下させ、ペレット本体から分離した小破片の割合が、落下回数測定前における塊成物の質量に対して10質量%を超える直前の回数を落下回数とした。測定は、10個の塊成物について行い、測定結果の平均値を落下強度とした。   About the obtained pellet, drop strength was investigated in the following procedure. The pellet drop strength is such that the obtained pellet is naturally dropped from a position 45 cm above the steel plate, and the proportion of small fragments separated from the pellet body is 10% by mass with respect to the mass of the agglomerate before the number of drops is measured. The number of times immediately before exceeding was the number of drops. The measurement was performed on 10 agglomerates, and the average value of the measurement results was taken as the drop strength.

鉄鉱石のBIと、ペレットの落下強度との関係を図5に示す。図5から次のように考察できる。バインダーの配合量が一定(0.6%、0.8%、1.0%、または1.2%)の場合は、BIが大きくなり、鉄鉱石が微粉化するほど、ペレットの落下強度が低下する傾向が読み取れる。鉄鉱石を微粉化すると、鉄鉱石の比表面積が大きくなるため(即ち、BIが大きくなるため)、ペレットの強度を確保するには、バインダーの配合量を増加させる必要がある。   The relationship between the iron ore BI and the drop strength of the pellets is shown in FIG. From FIG. 5, it can be considered as follows. When the blending amount of the binder is constant (0.6%, 0.8%, 1.0%, or 1.2%), as the BI becomes larger and the iron ore becomes finer, the drop strength of the pellet becomes smaller. The tendency to decline can be read. When iron ore is pulverized, the specific surface area of the iron ore increases (that is, BI increases). Therefore, in order to ensure the strength of the pellets, it is necessary to increase the blending amount of the binder.

また、BIが一定(1200cm2/g、1500cm2/g、または2300cm2/g)の場合は、バインダーの配合量を増加させるほど、ペレットの落下強度が高くなる傾向が読み取れる。しかしバインダーの配合量を増加させると、コスト高となるため、経済的にはマイナス要因である。 Also, BI is constant in the case of (1200cm 2 / g, 1500cm 2 / g or 2300 cm 2 / g,), as increasing the amount of binder, read tends to drop strength of the pellets is increased. However, increasing the blending amount of the binder increases the cost, which is a negative factor economically.

以上の結果から、BIが2000〜3000cm2/gの鉄鉱石を用いた場合は、塊成物に含まれるバインダー量を0.8〜2.0%の範囲に制御すればよいと考えられる。 From the above results, it is considered that when the iron ore having a BI of 2000 to 3000 cm 2 / g is used, the amount of binder contained in the agglomerate may be controlled in the range of 0.8 to 2.0%.

(実験4)
実験4では、上記実験1における表3に示した配合割合を基準とし、造粒時間を変えて見掛け密度の異なるペレットを製造した。
(Experiment 4)
In Experiment 4, pellets having different apparent densities were produced by changing the granulation time based on the blending ratio shown in Table 3 in Experiment 1 above.

鉄鉱石としては、BIが1540cm2/gまたは2310cm2/gを用いた。バインダーの配合量は、0.8%、0.9%、1.0%のいずれかとした。ペレット中のCaOおよびSiO2の含有量から求められる塩基度(CaO/SiO2)は、1.04〜1.25とした。ペレットに含まれるCaO、SiO2、およびAl23の合計量が100%となるように換算したときのAl23量は、17.96〜18.93%とした。 As the iron ore, BI of 1540 cm 2 / g or 2310 cm 2 / g was used. The blending amount of the binder was 0.8%, 0.9%, or 1.0%. The basicity (CaO / SiO 2 ) determined from the contents of CaO and SiO 2 in the pellet was 1.04 to 1.25. The Al 2 O 3 content when converted so that the total amount of CaO, SiO 2 and Al 2 O 3 contained in the pellets was 100% was 17.96 to 18.93%.

これらの混合物を、造粒機で造粒してペレットを製造した。造粒時間は、No.1における造粒時間を標準造粒時間(=1.0)としたとき、相対値(相対造粒時間)で表した。   These mixtures were granulated with a granulator to produce pellets. The granulation time is no. When the granulation time in 1 was the standard granulation time (= 1.0), it was expressed as a relative value (relative granulation time).

ペレットの見掛け密度は、水銀(液体)に塊成物を浸漬しその浮力を測定することによって求めた。また、ペレットの落下強度を、上記実験3に示した手順で測定した。   The apparent density of the pellet was determined by immersing the agglomerate in mercury (liquid) and measuring its buoyancy. Further, the drop strength of the pellets was measured by the procedure shown in Experiment 3 above.

鉄鉱石のBI、バインダーの配合量、ペレットの塩基度、ペレットに含まれるAl23量、相対造粒時間、ペレットの見掛け密度、および落下強度を下記表4に示す。 The iron ore BI, the binder content, the basicity of the pellet, the amount of Al 2 O 3 contained in the pellet, the relative granulation time, the apparent density of the pellet, and the drop strength are shown in Table 4 below.

次に、得られたペレットを電気炉に装入し、1450℃で、還元鉄とスラグが溶融分離するまで加熱(約10分間)して還元鉄を製造した。このときビデオカメラでモニタリングして、ペレットが溶解するまでの反応時間を調べた。また、還元鉄の歩留まりを、上記実験1と同じ手順で算出した。反応時間および歩留まりを下記表4に併せて示す。   Next, the obtained pellets were charged into an electric furnace and heated (about 10 minutes) at 1450 ° C. until the reduced iron and slag were melted and separated to produce reduced iron. At this time, the reaction time until the pellet was dissolved was monitored by monitoring with a video camera. Further, the yield of reduced iron was calculated by the same procedure as in Experiment 1. The reaction time and yield are also shown in Table 4 below.

下記表4から次のように考察できる。No.1、4は、用いた鉄鉱石のBIが、本発明で規定している範囲を外れているため、反応時間が長くなった。No.5は、ペレットの塩基度が、本発明で規定している範囲を外れているため、反応時間が長くなった。   From Table 4 below, it can be considered as follows. No. In Nos. 1 and 4, since the BI of the iron ore used was outside the range defined in the present invention, the reaction time was long. No. In No. 5, since the basicity of the pellet was outside the range defined in the present invention, the reaction time was long.

一方、No.2、3は、本発明で規定している要件を満足している例であり、反応時間は、No.1に比べて短くなった。また、還元鉄の歩留まりも向上した。また、No.3は、No.2に対して相対造粒時間を1.8倍にして造粒しているため、ペレットの見掛け密度が高くなった。その結果、還元鉄の歩留まりはNo.2よりも向上した。また、No.3では、見掛け密度を高くしているため、バインダー量をNo.1より減らしても、ペレットの落下強度はNo.1に対して高くなった。   On the other hand, no. Examples 2 and 3 are examples that satisfy the requirements defined in the present invention. Shorter than 1. In addition, the yield of reduced iron was improved. No. 3 is No.3. Since the granulation was performed with the relative granulation time 1.8 times that of 2, the apparent density of the pellets increased. As a result, the yield of reduced iron was No. Improved than 2. No. In No. 3, since the apparent density was increased, the binder amount was No. Even if it is less than 1, the drop strength of the pellet is No. 1. Higher than 1.

ここで、No.3について、No.1に対する還元鉄の生産性指数を次の式に基づいて算出した。その結果、No.3の生産性はNo.1に対して18.9%向上した。
生産性指数=A×B×C
但し、A〜Cは、次の通りである。
A=(No.3の見掛け密度)/(No.1の見掛け密度)
B=(No.1の反応時間)/(No.3の反応時間)
C=(No.3の歩留まり)/(No.1の歩留まり)
生産性指数=(2.319/2.093)×(9.00/8.80)×(98.8/94.1)=1.189
Here, no. No. 3, no. The productivity index of reduced iron with respect to 1 was calculated based on the following formula. As a result, no. The productivity of No. 3 is no. 18.9% higher than 1.
Productivity index = A x B x C
However, A to C are as follows.
A = (apparent density of No. 3) / (apparent density of No. 1)
B = (No. 1 reaction time) / (No. 3 reaction time)
C = (No. 3 yield) / (No. 1 yield)
Productivity index = (2.319 / 2.093) × (9.00 / 8.80) × (98.8 / 94.1) = 1.189

Claims (3)

Al23を含有する鉄鉱石と、炭素質還元剤とを含む混合物よりなる塊成物を加熱し、該塊成物中の酸化鉄を還元して還元鉄を製造する方法において、
前記鉄鉱石として、Blaine指数(BI)が2000〜3000cm2/gのものを用いると共に、
前記混合物にCaCO3を添加することによって、
前記塊成物中のCaOおよびSiO2の含有量から求められる塩基度(CaO/SiO2)を0.9〜1.2の範囲とし、且つ
前記塊成物に含まれるCaO、SiO2、およびAl23の合計量が100質量%となるように換算したときのAl23量を20%(質量%の意味。以下同じ)以下(0%を含まない)とすることを特徴とする還元鉄の製造方法。
In the method for producing reduced iron by heating an agglomerate comprising a mixture containing iron ore containing Al 2 O 3 and a carbonaceous reducing agent, and reducing iron oxide in the agglomerate,
As the iron ore, one having a Blaine index (BI) of 2000 to 3000 cm 2 / g,
By adding CaCO 3 to the mixture,
The basicity (CaO / SiO 2 ) determined from the contents of CaO and SiO 2 in the agglomerate is in the range of 0.9 to 1.2, and CaO, SiO 2 contained in the agglomerate, and The amount of Al 2 O 3 when converted so that the total amount of Al 2 O 3 is 100% by mass is 20% (meaning mass%; the same shall apply hereinafter) or less (not including 0%). A method for producing reduced iron.
前記塊成物として、見掛け密度が2.1g/cm3以上のものを用いる請求項1に記載の製造方法。 The manufacturing method according to claim 1, wherein an agglomerated material having an apparent density of 2.1 g / cm 3 or more is used. 前記混合物に対して更にバインダーを配合すると共に、
前記塊成物に含まれるバインダー量を0.8〜2.0%とする請求項1または2に記載の製造方法。
While further blending a binder to the mixture,
The manufacturing method of Claim 1 or 2 which makes the amount of binders contained in the said agglomerate 0.8 to 2.0%.
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Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN105969925A (en) * 2016-07-14 2016-09-28 北京科技大学 Smelting technique capable of controlling carburization quantity of pig iron
CN115083536A (en) * 2022-07-22 2022-09-20 北京科技大学 Method for calculating different time solubility of iron ore in high-temperature liquid slag

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN105969925A (en) * 2016-07-14 2016-09-28 北京科技大学 Smelting technique capable of controlling carburization quantity of pig iron
CN105969925B (en) * 2016-07-14 2019-01-08 北京科技大学 A kind of smelting process of controllable pig iron carburizing amount
CN115083536A (en) * 2022-07-22 2022-09-20 北京科技大学 Method for calculating different time solubility of iron ore in high-temperature liquid slag

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