JP3817969B2

JP3817969B2 - Method for producing reduced metal

Info

Publication number: JP3817969B2
Application number: JP14757999A
Authority: JP
Inventors: 哲也山本; 義孝澤; 幹治武田
Original assignee: JFE Steel Corp
Current assignee: JFE Steel Corp
Priority date: 1998-05-27
Filing date: 1999-05-27
Publication date: 2006-09-06
Anticipated expiration: 2019-05-27
Also published as: JP2000045008A

Description

【０００１】
【産業上の利用分野】
この発明は、鉄、クロム、ニッケル、マンガン等の金属を含有する鉱石やダストあるいはスラジ等の金属含有物から還元金属を製造するのに好適な方法に関するものである。
【０００２】
【従来の技術】
粗鋼の生産方式としては大別して高炉−転炉法、電気炉法が知られている。このうち、電気炉はスクラップや還元鉄を鉄原料として、それらを電気エネルギーで加熱溶解させ、場合によっては精錬し、鋼にしている。現状ではスクラップを主な原料としているが、近年、スクラップの需給のひっ迫、電気炉法での高級製品の製造の流れから還元鉄の使用が増加しつつある。
【０００３】
還元鉄を製造するプロセスのひとつとして、例えば、特開昭６３−１０８１８８号公報には、水平方向に回転する炉床に鉄鉱石と固体還元剤からなる層を積み付け、上部より輻射伝熱によって加熱、鉄鉱石を還元し、還元鉄を製造する方法が開示されている。この方法は設備の建設費が比較的安価で、操業トラブルが比較的少なくてすむ等の優位な点がある。多くの場合、水平に移動する炉床とは図１およびそのＡ−Ａ断面を示した図２の如き回転炉床の形態が取られている。
【０００４】
回転炉床１の上には装入口２を通して搬入された鉄鉱石と固体還元剤からなる層ｔが積み付けられるが、該炉床１は耐火物が張られた炉体３によって覆われ、その内側の上部には熱源としてのバーナー４が設置されていて、移動床炉１の上で鉄鉱石を還元するようになっている。炉内温度は１３００℃前後にされているのが普通であり、還元処理の終了後は炉外へ排出してからの酸化の防止、ハンドリングの容易性を高めるために回転炉床上で冷却器によって還元鉄を冷却した後、排出口５から排出、回収するようになっている。
【０００５】
ところで、鉄鉱石はその産地によって差はあるものの脈石分を含んでおり、また固体還元剤の代表例である石炭や石炭チャーには灰分があり、これらが製品である還元鉄にそのまま残り、次の工程の電気炉（溶解炉）において溶解、除去されるが、原料鉱石に含まれる脈石分や石炭中に含まれる灰分が電気炉に入った場合には塩基度調整のための石灰の使用量が多くなり、石灰のコストとともに石灰投入による電力使用量の増加が余儀なくされているのが現状であった。
また、鉄鋼材料の生産過程においては上記した高炉、転炉、電気炉等のそれぞれの過程において発生するガス中のダストや圧延、表面処理等仕上げ工程でのスケールや研磨、電解等で発生するスラジ等には鉄に加えてクロム、ニッケル、マンガン等の鉄鋼製品に添加されている有用な金属が酸化物や水酸化物等様々な形態で含有されているが、これらのダスト、スラジ類にもSiO₂、Al₂O₃ 、CaO や炭素等の不純物が含まれているため、かかる有用金属の回収は難しい状況にあった。
【０００６】
【発明が解決しようとする課題】
この発明の目的は、脈石分や灰分を含む原料鉱石や、種々の不純物を含んでいるダスト、スラジ等の、金属含有物、とくに、粉状の金属含有物を使用してもそれら脈石分、灰分、不純物を還元処理段階で余計な工程を経ることなしに除去できる新規な方法を提案するところにある。
【０００７】
【課題を解決するための手段】
この発明は、粉状金属含有物 (鉄鉱石、ニッケル鉱石、クロム鉱石、マンガン鉱石等の鉱石類や砂鉄、還元鉄粉、製鉄ダスト、製鉄スラジ等が使用できる) を還元して還元金属を製造するに当たり、塩基度が０．４〜１．３である粉状金属含有物を単味で原料とするか、若しくは粉状金属含有物と粉状還元剤 (石炭粉、石炭チャー、コークス粉等が使用できる) および／または粉状副原料 (石灰石粉、生石灰粉、消石灰粉、ドロマイト粉等が使用できる) を混合して塩基度を０．４〜１．３に調整したものを原料として用い、これを炉床上で、還元処理にかかる全時間の１／３以上の時間の間、該原料の内部温度が１２００°Ｃ以上、１３５０°Ｃ以下で、且つ鉄の還元率が４０％から８０％まで還元が進行するように保持し、ついで還元後の原料 (還元処理を経て溶融帯に入る直前の原料) を溶融した状態にすることを特徴とする金属鉄の製造方法であり、炉床上には粉状還元剤層を形成しこの上に原料を積層するのがよく、また、炉床はそれ自体が移動する移動炉床とすると原料の還元処理を連続的に行うようにできる。
ここで、還元後の原料を溶融状態にするためには、上記還元処理を行う時間内で原料を保持した温度よりもさらに高くするのがよく、この場合の温度としては１４５０〜１５５０°Ｃ程度とするのが好ましいことになる。その理由は、１４５０°Ｃ以上とすることにより溶融物の流動性が良好となりスラグ、メタル分離に適当であり、一方、１５５０°Ｃを超えるとスラグ、メタル分離にはほとんど変化がなく、投入するエネルギーが大きくなりコスト的にも不利となるからである。
また、この発明では、炉床上に粉状還元剤を形成しこの上に原料を積層することが好ましい。それは、炉床上に形成した粉状還元剤は原料中の金属の還元に使用されるのみならず、原料が溶融したときに炉床を形成する耐火物と直接接触するのを回避するために機能しこれによって炉床が溶損するのを防ぐことができるからである。
【０００８】
さらに、この発明においては、還元後の原料、その溶融物、あるいはそれらの混在物に粉状還元剤を供給することによって金属の還元効率の促進を図ることができる。粉状還元剤の供給開始時期は、上記のように還元後であれば原料が溶融する前、また、溶融中（原料が混在する状態も含む）に行ってもよいし、溶融開始前から溶融中にかけて行ってもよく、とくに限定はされない。粉状還元剤は還元の進行に伴い、複数回に分けて添加するのがよい。
粉状還元剤としては、炉体の上部に供給手段を設けて還元後の原料、その溶融物あるいはそれらの混在物の上方より供給するようにしてもよい。一回当たりの供給量としては、断熱層となるのを防ぐため還元後の原料の重量に対して１０％以下とするのが好ましい。
【０００９】
ここに、塩基度とは
(原料中粉状金属含有物比率×粉状金属含有物中ＣａＯ重量％
＋原料中粉状還元剤比率×粉状還元剤中ＣａＯ重量％
＋原料中粉状副原料比率×粉状副原料中ＣａＯ重量％)
／ (原料中粉状金属含有物比率×粉状金属含有物中ＳｉＯ₂ 重量％
＋原料中粉状還元剤比率×粉状還元剤ＳｉＯ₂ 重量％
＋原料中粉状副原料比率×粉状副原料中ＳｉＯ₂ 重量％）
で定義する。なお、上記の式において粉状還元剤あるいは粉状副原料を添加しなくても還元に必要な炭素量が確保できる場合や塩基度の調整ができる場合にはそれらの比率を０として計算することができる。
【００１０】
また、上記還元処理とは炉床上の原料を加熱し、高温に保つことをいうものとし、具体的には１０００℃以上の温度に保持することにより原料内の粉状還元剤から発生するＣＯ、Ｈ₂ などの還元性ガスによる鉄の還元が行われ、また、一部Ｃと鉄や金属との直接還元も行われる処理をいう。
【００１１】
【発明の実施の形態】
還元後の還元金属を溶融させると脈石や灰分はスラグとなり溶融した金属との比重差によって分離されることから脈石、灰分の混入がない還元金属を得る方法の一つとして極めて有効である。
【００１２】
副原料は還元金属、灰分を溶融させる際に溶融を容易ならしめるために加えられるものであって石灰石、蛍石、蛇紋岩、ドロマイト、製鋼スラグ等であり、成分としてはCaO を含むものである。これらは溶融する前までに結晶水の蒸発、一部の分解反応（例えば石灰石の主成分であるCaCO₃ はCaO に熱分解される) を起こしているものの融点が高いため固体の状態を維持している。
【００１３】
塩基度を調整せずに還元処理を行った場合には鉱石中の脈石、固体還元剤の灰分は次のような挙動を示すことになる。
まず、鉱石は還元率が低い段階では鉱石中のFeO と一緒に鉱石に含まれるSiO₂、 Al₂O₃等の脈石分が一たん溶融するが、還元が進行することにより溶融物中のFeO が低下し融点が上昇するため再度固化してしまう。また、粉固体還元剤として用いられた粉石炭、粉石炭チャー、粉コークスなどからは灰分が残るが、灰分は主にSiO₂、 Al₂O₃からなり融点が高い。移動する炉床炉内の温度は通常、１３００℃前後であり製鋼用転炉や電気炉などと比較すると低い温度であるため、これらの脈石分、灰分を溶融させることはできない。したがって還元が進行しても脈石分、灰分が溶融しないため、図３に副原料を添加した場合と比較して示したように全体としては固体の状態を維持しており、このため脈石、灰分を分離した還元鉄を得ることができない。
【００１４】
この発明においては粉状金属含有物、若しくは粉状金属含有物と粉固体還元剤、粉副原料等を適宜混合した原料の塩基度を０. ４〜１. ３の範囲に調整するが、その理由は、塩基度をこの範囲にすることにより脈石分、灰分のスラグ化の融点を低下させることができるからであり、これによって還元鉄とスラグの溶融分離が容易になる。
【００１５】
炉床上において還元金属の溶融を行うには熱効率などの観点から、局所加熱によってできる限り短時間で行われることが必要であるため、スラグの溶融分離もまた速やかに行われる必要があるが、原料の塩基度を単に０. ４〜１. ３の範囲に調整して原料中においてスラグ化する成分の溶融温度を単に低下させるだけでは必ずしも溶融後に還元金属とスラグとに分離することができない。
【００１６】
このためこの発明では還元処理にかかる全時間の１／３以上の時間の中で原料の内部温度が１２００℃以上に、しかもその際、鉄の還元率が４０〜８０％となるように保持する。
【００１７】
この発明における上記の条件の根拠は以下の実験結果に基づく。
まず粒径３mm以下の粉鉄鉱石、コークス粉、石灰石粉を重量比で７：３：１の割合になる混合物を作り、これを図４に示すような実験装置で１３００℃に保持しながら重量の連続的な測定を行い、還元の進行状況を調査した。その結果、粉鉄鉱石の種類や平均粒径等いろいろ変更することにより図５に示すような還元挙動の状態が確認され、とくに図５中のａ、ｂのような還元率の比較的低い段階で還元停滞が生じる場合には還元処理の終了後にメタルとスラグがきれいに２層に分離していたが、ｃのような初期の還元速度が速く還元率の高い状態が長く続く場合には還元終了後の観察ではスラグとメタルがほとんど分離しておらずスラグが部分的に浸み出したメタルと石灰の混合物になっていた。
【００１８】
このような現象につき種々の検討を加えた結果、鉄鉱石の還元のパターンには色々な形態があるが、還元率４０％未満および還元率８０％を超えた時点では還元の進行にあまり相違がないが、４０％から８０％の間では条件に応じて還元停滞を起こす場合と還元が速やかに進む場合があることが明らかとなった。図５にその場合の顕著な例を示すように、還元率４０〜８０％の間において還元の進行に停滞を起こす条件下では還元終了後に得られたメタルとスラグとの分離が生じることが明らかとなった。すなわち、鉄鉱石の還元速度が速く、還元率が４０〜８０％となる時間が短いと混合物中の石灰分と脈石分、灰分との溶解が十分に進まず石灰と脈石分、灰分とがスラグ化しないことが判明した。
【００１９】
この現象は鉄の還元率が４０〜８０％という比較的低い状態において、鉄酸化物はその多くがFeO として存在するため、このFeO と石灰分、脈石、灰分中のSiO₂、CaO 、Al₂O₃ とが低融点で粘性の低いスラグ組成を形成することによるもの、すなわち、還元停滞が生じる条件においては、FeO が存在する状態で比較的長い時間保持されることで混合物中の石灰分、脈石、灰分の溶解が進むのに対し、還元停滞を起こさない条件で還元が進むと、酸化鉄の還元により生成したFeO と石灰分、脈石、灰分とが十分に溶解しないうちに還元が進行してしまい、スラグの粘性低下の効果は十分得られないためにメタル、スラグの分離にまで至らないものと考えられる。
原料中の鉄の還元率は、原料中に含まれる鉄を全てFe₂O₃ としたときの鉄と結合する酸素量に対して、実際に鉄と結合している酸素量の割合を１から差し引いた値をいう。混合物を化学分析してトータル鉄重量％を(TFe) 、金属鉄重量％を(MFe) 、２価の鉄重量％を (Fe²⁺) としたとき、
１−((TFe)− (MFe)−(Fe²⁺ ) ／３) ／(TFe)
で表される。
【００２０】
上述のように、還元操作において還元率を低く保ち、塩基度を０．４〜１．３の範囲に調整した場合、原料は還元後に速やかに溶融が起こり、さらに、溶融した状態では金属鉄はメタルとしてスラグから分離することになる。このため、メタル中には脈石由来の不純物であるSiO₂やAl₂O₃ 等が少なく、良質の還元金属を製造することができる。
【００２１】
ここで、原料中の鉄の還元率を４０〜８０％となるように制御するには、炉体温度によって還元速度を調整するか、原料中に配合する固体還元剤の量を調整することによって実現できる。とくに、原料中の酸化金属を還元するために必要な還元剤の量よりも少ない量の還元剤を配合した場合、十分に還元が進行せず、温度を高く保っても鉄の還元率は低い状態に保持される。
【００２２】
還元操作において還元率を低く保った場合、溶融物にはFeO の状態で鉄酸化物が残存することになる。溶融物中の鉄酸化物はスラグと混在しており、溶融物が還元性雰囲気に保持されていれば、さらに還元が進行してメタルに移行していくため原料中の鉄分のうち製品として回収できる金属鉄の割合を増加させることができる。また、他の金属酸化物についても、溶融状態であるため炭素分との接触界面積が未溶融の場合に比較して格段に増大するため速やかに還元が進行することになる。
【００２３】
原料の還元操作後に粉状還元剤を供給すると、さらに還元反応が起こる（以下、これを仕上げ還元反応という）が、この際に発生するガス（例えば、還元剤に石炭を使用した場合、COやＨ₂ 等のガスが発生する）によって溶融物は強く撹拌される。この撹拌によって粉状還元剤は溶融物内に取り込まれて溶融物中の金属の還元に寄与するが、溶融物表面に粉状の還元剤が多量に残存した場合、それが断熱層となり炉体からの熱が十分に溶融物に供給されず、吸熱反応である還元反応に悪影響を及ぼすことになる。一方、溶融物の表面に粉状還元剤がわずかでも残っていれば炉内の雰囲気にかかわらず溶融物の表面には還元性雰囲気に保たれるため、メタルの再酸化を回避することができる。このためこの発明においては前述した如く適量ずつ複数回にわたって供給することが好ましい。
【００２４】
【実施例】
実施例−１
炉床の上部にバーナー４を、また、炉の上部に粉状還元剤を供給するための装置６を設置し、炉床の上面にアルミナ系の耐火物を張った直径が２．２ｍの回転炉床を備えた図６、図７（図６のＡ−Ａ断面）に示すような構成になる炉（全体を炉体で覆った）を用いて以下の要領で操業を行い最終製品（還元鉄）の品質を調査した。
【００２５】
図８は上掲図６に示した炉の要部を示したものであって、冷却装置によって冷却された製品は排出口に設けた破砕装置９によって破砕され排出装置１０によって排出される。回転炉床炉内の混合粉をサンプリングするための取り出し口Ｓは還元帯部分に１０ケ所取り付けてある。還元帯内から取り出した混合粉は化学分析により還元率を求めることができる。
【００２６】
回転炉床炉における粉鉄鉱石（篩い目３mm以下のもの）、粉固体還元剤（篩い目３mm以下のもの）、粉石灰石（篩い目３mm以下のもの）の積み付けは図９のようにし、炉内で還元（還元帯での炉温はバーナーの燃焼制御で前半部分については還元率を制御するため1250〜1350℃の間で調整、後半部分については1300℃に調整) 、溶融 (溶融帯での炉温はバーナーの燃焼制御により1500℃に調整、燃焼は積み付けた層から発生するCOガスを主とし補助燃料として天然ガス使用、支燃ガスとして空気を使用) 、冷却をおこなった。鉄鉱石の成分（脈石分（SiO₂， Al₂O₃等を７％以上含有）を表１に、粉固体還元剤（灰分を５〜１１％程度含有）の成分を表２に示す。副原料としては表３に示したような成分になる粉石灰石を用いた。操業条件を表４に、操業結果を表５にそれぞれ示す。
【００２７】
【表１】

【００２８】
【表２】

【００２９】
【表３】

【００３０】
【表４】

【００３１】
【表５】

【００３２】
表４において原料（混合粉）の欄では粉固体還元剤、鉱石、石灰石の合計で100 ％になるようになっており、また、脈石＋灰分の欄は原料に対する重量％であって、脈石＋灰分の中には鉱石中の脈石、粉固体還元剤の灰分の他に石灰石中のCaO 分も含んだものになっている。
【００３３】
実施番号１〜１０はこの発明の範囲内のものである。還元帯内の混合粉をサンプリングし、還元処理にかかる時間（原料が炉体内へ入ってから溶融帯へ入るまでの時間）の１／３以上の時間で原料の還元率が０．４〜０．８となり、原料の温度を１２００℃以上となるように炉上部の温度を調整した。いずれの条件においても還元帯内で粉鉱石は溶融し、還元鉄が脈石、灰分から分離された状態で回収された。回転炉床炉のうち還元操作を行う部分を通過する時間の１／２を経た時点で原料をサンプリングした。この結果、粉石灰石はほとんど見当たらず、粉鉱石は部分的に溶融した状態になっていた。還元帯出側でサンプリングした原料も、粉鉱石は部分的に溶融した状態になっていた。
【００３４】
実施番号５〜７は原料の粒径を変えた場合の実験結果である。原料の粒径を10mm以下とした場合、還元帯内で溶融している。鉱石粒径が小さい方が、還元率を確保することが容易であり、炉上部の温度を下げる、もしくは回転速度を速くすることができる。したがって、原料の粒度は小さい方が望ましい。
【００３５】
実施番号８〜１０は、炉床に積み付ける原料の層厚を変えた場合の実験結果である。層厚を薄くした場合が、還元率を確保することが容易であり、炉上部の温度を下げる、もしくは回転速度を速くすることができる。
【００３６】
実施番号１１，１２は原料の塩基度が０．４以下もしくは１．３以上になっている。すなわち、この発明外の処理に係るものである。実施番号１〜６同様、回転炉床炉のうち還元操作を行う部分を通過する時間の１／２を経た時点で原料混合粉をサンプリングした。実施番号１１，１２では粉石灰石はほとんど溶融したスラグに拡散していて見当たらなかった。一方、実施番号１〜１０と異なり、還元帯出側でサンプリングされた粉鉄鉱石は再固化した状態になっていた。また、最終的に回収されて製品は、脈石、灰分がうまく分離されておらず、還元率も実施番号１〜１０に比べ低くなっていた。回転炉床炉内での溶融帯部分の温度、保持時間は実施番号１〜４と同じ条件にしている。この条件では再固化するような融点の高い脈石分を含んだ還元鉄を溶融させることはできず、また、還元率も低いため高温部に保持しても還元反応が起り、外部から供給された熱を吸熱するため混合粉の温度が上昇しにくいと考えられる。
【００３７】
実施番号１３は、回転炉床炉内の還元帯において原料の還元率が０．４〜０．８となっている時間が全還元時間の３分の１以下となっている。回転炉床炉のうち還元操作を行う部分を通過する時間の１／２を経た時点で原料をサンプリングした結果、粉石灰石はほとんど最初に添加した時のままであることが分かった。また、還元帯の出側において粉鉱石は実施番号１１，１２同様に再固化した状態でサンプリングされた。この方法でも、回転炉床炉の還元帯内に保持する時間を２０分とした場合、最終的に回収された製品では脈石、灰分がうまく分離されていなかった。
【００３８】
実施番号１４は移動する炉床内で還元操作を行う部分を通過する時間の５０％は、還元率が０．４〜０．８となっている。しかし、そのほとんどの部分では、原料内部の温度が１２００℃以下となっている。すなわち、この発明外の処理に係るものである。この方法では、還元途中の鉱石は温度が低く、スラグ等が部分的に溶融することがない。脈石、灰分を分離した状態で還元鉄を回収することはできなかった。
【００３９】
実施番号１５は、還元帯内部において還元率が０．４〜０．８となり、かつ原料の温度が１２００℃以上になっている時間が全還元時間のうち８％となっている。すなわち、この発明外の処理に係るものである。還元帯内での滞留時間を２５min と長くすることによって、溶融帯での温度、保持時間を実施番号１〜６と同じ条件にしても、炉内で還元鉄は溶融し、脈石、灰分を分離した状態で還元鉄を回収することができた。しかしながら、同じ炉床面積で操業した場合、還元に要する時間が長くなることは、生産性が低下したことになる。
【００４０】
実施番号１６、１７はこの発明の範囲内の結果を示したものである。原料中の還元剤の量は、配合された鉱石を還元するには若干不足していて還元処理を終了した段階での還元率は０．８程度となっており還元率は低い状態ではあるが、何れの条件においても回収された還元鉄はスラグとメタルが分離された状態であった。
【００４１】
実施番号１８は比較例の結果を示したものである。この例では、還元剤が十分に配合されており、原料の粒径も小さいために還元が著しく進行したため還元帯内での還元率が０．４〜０．８であり、かつ、原料の内部温度が１２００℃以上となる時間の割合が１１％であるために還元帯の出側においても溶融帯出側においても還元鉄が溶融しなかった。
【００４２】
実施番号１９は粉状還元剤を供給するための装置６を溶融帯の入側から出側に至るまでの中間位置に配置して還元剤（炭材）を、上方から還元後の原料に対しその重量の３％の割合で供給したこの発明の範囲内のものである。この例では、スラグ中に含まれるFeO 量がより減少しメタルとして回収される割合が増加することが確認できた。
【００４３】
実施番号２０は粉状還元剤を供給するための装置６を溶融帯の入側から出側に至るまでの中間位置に配置して還元剤（炭材）を、その上方から還元後の原料に対しその重量の１０％の条件下で供給したこの発明の範囲内のものである。この例では、原料中に含まれる固体還元剤の量が少ないため、溶融帯入側での鉄の還元率が９０％程度となっているものの、原料の上方から還元剤を供給することでメタル、スラグに分離した還元鉄が得られた。また、メタルとして回収された鉄の割合は上記の実施番号１９と同様に高いものであった。
【００４４】
実施例−２
表６に示す組成になるステンレスダストＡ、Ｂを原料として、上記実施例−１と同様の設備を使用して表７の条件もとに操業を行った。その結果を表８に示す。
【００４５】
【表６】

【００４６】
【表７】

【００４７】
【表８】

【００４８】
表８の実施番号２１、２２はこの発明で規定する条件の範囲内で操業した結果を示したものであって、この例においては還元鉄の溶融が問題なく達成でき、かつ製品還元鉄の鉄回収率が良好であるとともに原料中のクロム、ニッケル等金属成分の回収も可能であった。
【００４９】
なお、この実施例−２において使用したステンレスダストＡ、Ｂは鉄酸化物の他にクロム、ニッケル等の金属酸化物を含むものであり、また、脈石成分としてSiO₂やCaO を含むため粉状副原料を添加せずとも混合粉の塩基度が０. ４〜１. ３の範囲に入るものであって、とくにステンレスダストＡについては還元処理に必要な炭素を有しているため固体還元剤を添加せずとも還元処理を行うことができ、また、この操業で得られた製品還元鉄はクロムやニッケルを含むためステンレスの原料としてとくに好適に使用できるものであった。
【００５０】
【発明の効果】
以上の実施例などから、塩基度が０．４〜１．３である原料を炉床上で、加熱開始から溶融帯に入るまでの間の１／３以上の時間について、１２００〜１３５０℃の温度で還元率４０〜８０％に保持した上で溶融させることにより原料の溶融が促進され、スラグ、メタルの分離が良好となる。そのため、鉄鉱石や製鉄ダスト等に含まれる脈石や不純物、あるいは固体還元剤に含まれる灰分等の不純物の混入のない品質の良好な還元金属を効率よく製造できる。
【図面の簡単な説明】
【図１】従来の回転型炉床炉の構成を示した図である。
【図２】図１のＡ−Ａ断面を示した図である。
【図３】鉄鉱石の還元状況を示した図である。
【図４】還元実験装置を模式的に示した図である。
【図５】経過時間と還元率の関係を示したグラフである。
【図６】本発明を実施するのに用いて好適な回転炉床炉の構成を示した図である。
【図７】図６のＡ−Ａ断面を示した図である。
【図８】図６の要部の構成を示した図である。
【図９】原料の積み付け状況を示した図である。
【符号の説明】
１移動炉床
２装入装置
３炉体
４バーナー
５排出装置
６粉状還元剤供給装置
７粉固体還元剤の単体層
８粉鉄鉱石と粉石灰石と粉固体還元剤からなる混合物
９破砕装置
10 排出装置
Ｓサンプリング及び測温口
ｔ鉄鉱石と固体還元剤からなる層[0001]
[Industrial application fields]
The present invention relates to a method suitable for producing a reduced metal from an ore containing a metal such as iron, chromium, nickel and manganese, or a metal-containing material such as dust or sludge.
[0002]
[Prior art]
As a method for producing crude steel, there are roughly classified a blast furnace-converter method and an electric furnace method. Among these, the electric furnace uses scrap and reduced iron as iron raw materials, heats and melts them with electric energy, and in some cases refines them into steel. At present, scrap is the main raw material, but in recent years, the use of reduced iron is increasing due to the tight supply and demand of scrap and the flow of manufacturing high-grade products using the electric furnace method.
[0003]
As one of the processes for producing reduced iron, for example, in Japanese Patent Laid-Open No. 63-108188, a layer made of iron ore and a solid reducing agent is stacked on a horizontal rotating hearth, and radiant heat is transferred from above. A method for producing reduced iron by heating and reducing iron ore is disclosed. This method is advantageous in that the construction cost of the equipment is relatively low and operation troubles are relatively small. In many cases, the horizontally moving hearth is in the form of a rotary hearth as shown in FIG. 1 and FIG. 2 showing its AA cross section.
[0004]
On the rotary hearth 1, a layer t made of iron ore and a solid reducing agent carried through the inlet 2 is stacked. The hearth 1 is covered with a furnace body 3 covered with a refractory. A burner 4 as a heat source is installed in the upper part inside, and iron ore is reduced on the moving bed furnace 1. The temperature inside the furnace is normally around 1300 ° C. After the reduction process is completed, a cooler is used on the rotary hearth to prevent oxidation after discharge from the furnace and to improve handling. After the reduced iron is cooled, it is discharged from the outlet 5 and collected.
[0005]
By the way, iron ore contains gangue, although there are differences depending on the place of origin, and coal and coal char, which are typical examples of solid reducing agents, have ash, and these remain in the reduced iron product, It is melted and removed in the electric furnace (melting furnace) in the next process, but when gangue contained in the raw ore or ash contained in the coal enters the electric furnace, the lime for adjusting the basicity The amount of power used has increased, and the amount of power used due to lime input has been increased along with the cost of lime.
In addition, in the production process of steel materials, dust generated in each process of blast furnace, converter, electric furnace, etc., sludge generated by scale, polishing, electrolysis, etc. in finishing processes such as rolling and surface treatment. In addition to iron, useful metals added to steel products such as chromium, nickel, manganese, etc. are contained in various forms such as oxides and hydroxides. Since impurities such as SiO ₂ , Al ₂ O ₃ , CaO and carbon are contained, it has been difficult to recover such useful metals.
[0006]
[Problems to be solved by the invention]
The object of the present invention is to use raw materials ores containing gangue and ash, and metal-containing materials such as dust and sludge containing various impurities, especially pulverized metal-containing materials. The present invention proposes a novel method capable of removing the components, ash, and impurities without going through an extra step in the reduction treatment stage.
[0007]
[Means for Solving the Problems]
This invention produces reduced metal by reducing powdered metal-containing materials (ores such as iron ore, nickel ore, chromium ore, manganese ore, sand iron, reduced iron powder, iron dust, and iron sludge). In order to do so, a powdered metal-containing material having a basicity of 0.4 to 1.3 is used as a raw material, or a powdered metal-containing material and a powder reducing agent (coal powder, coal char, coke powder, etc. And / or powdery auxiliary materials (limestone powder, quicklime powder, slaked lime powder, dolomite powder, etc.) can be mixed and the basicity adjusted to 0.4 to 1.3 is used as the raw material On the hearth, the internal temperature of the raw material is 1200 ° C. or higher and 1350 ° C. or lower and the iron reduction rate is 40% to 80% for a time of 1/3 or more of the total time required for the reduction treatment. % So that the reduction proceeds, and then the raw material after reduction This is a method for producing metallic iron, characterized in that (raw material immediately before entering the melting zone after reduction treatment) is in a molten state. A powder reducing agent layer is formed on the hearth and the raw material is laminated thereon. In addition, if the hearth is a moving hearth that moves by itself, the raw material can be continuously reduced.
Here, in order to bring the raw material after the reduction into a molten state, it is better to make it higher than the temperature at which the raw material is held within the time during which the reduction treatment is performed. In this case, the temperature is about 1450 to 1550 ° C. It is preferable that The reason for this is that if the temperature is 1450 ° C or higher, the fluidity of the melt is improved and it is suitable for slag and metal separation. On the other hand, if the temperature exceeds 1550 ° C, there is almost no change in slag and metal separation. This is because energy becomes large and disadvantageous in terms of cost.
Moreover, in this invention, it is preferable to form a powdery reducing agent on a hearth and to laminate | stack a raw material on this. It works to avoid the powder reducing agent formed on the hearth not only being used to reduce the metal in the raw material, but also to make direct contact with the refractory that forms the hearth when the raw material melts This is because the hearth can be prevented from melting.
[0008]
Furthermore, in this invention, the reduction efficiency of the metal can be promoted by supplying a powdery reducing agent to the raw material after reduction, its melt, or a mixture thereof. As described above, the supply start timing of the powder reducing agent may be performed before the raw material melts or after melting (including the state in which the raw materials are mixed) as long as it is after the reduction. There is no particular limitation. The powder reducing agent is preferably added in a plurality of times as the reduction proceeds.
As the powdery reducing agent, a supply means may be provided at the upper part of the furnace body so as to be supplied from above the reduced raw material, its melted product, or a mixture thereof. The supply amount per time is preferably 10% or less with respect to the weight of the raw material after the reduction in order to prevent a heat insulating layer.
[0009]
Here, basicity is
(Raw metal content ratio in raw material x CaO wt% in powder metal content)
+ Raw material powder reducing agent ratio x CaO weight% in powder reducing agent
+ Powdered auxiliary material ratio in raw material x CaO weight% in powdered auxiliary material)
/ (Raw metal content ratio in raw material x SiO ₂ wt% in powder metal content)
+ Powder reducing agent ratio in raw material × Powder reducing agent SiO ₂ wt%
+ Powdery auxiliary material ratio in raw material x SiO ₂ wt% in powdery auxiliary material)
Define in. In the above formula, when the amount of carbon required for reduction can be secured without adjusting the powdery reducing agent or powdery auxiliary material, or when the basicity can be adjusted, the ratio should be calculated as 0. Can do.
[0010]
Further, the reduction treatment means heating the raw material on the hearth and keeping it at a high temperature. Specifically, CO generated from the powder reducing agent in the raw material by holding at a temperature of 1000 ° C. or higher, A process in which iron is reduced by a reducing gas such as H ₂ and direct reduction of part C and iron or metal is also performed.
[0011]
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
When the reduced metal after reduction is melted, the gangue and ash become slag and are separated by the difference in specific gravity from the molten metal, so it is extremely effective as one method for obtaining reduced metal free of gangue and ash. .
[0012]
The auxiliary materials are added to make the melting easier when the reduced metal and ash are melted, and are limestone, fluorite, serpentine, dolomite, steelmaking slag, etc., and contain CaO as a component. Although these have undergone evaporation of crystal water and some decomposition reactions (for example, CaCO ₃ which is the main component of limestone is thermally decomposed into CaO) before melting, the melting point is high, so the solid state is maintained. ing.
[0013]
When the reduction treatment is performed without adjusting the basicity, the gangue in the ore and the ash content of the solid reducing agent exhibit the following behavior.
First, at a stage where the reduction rate of the ore is low, the gangue such as SiO ₂ and Al ₂ O ₃ contained in the ore is melted together with FeO in the ore, but as the reduction progresses, Since FeO falls and the melting point rises, it solidifies again. Also, ash remains from powdered coal, powdered coal char, powdered coke, etc. used as a powdered solid reducing agent, but the ash is mainly composed of SiO ₂ and Al ₂ O ₃ and has a high melting point. Since the temperature in the moving hearth furnace is usually around 1300 ° C., which is lower than that of a steelmaking converter, an electric furnace, or the like, these gangue and ash cannot be melted. Therefore, even if the reduction proceeds, the gangue and ash are not melted. Therefore, as shown in comparison with the case where the auxiliary material is added in FIG. The reduced iron from which the ash is separated cannot be obtained.
[0014]
In the present invention, the basicity of the raw material containing the powdered metal-containing material or the powdered metal-containing material and the powdered solid reducing agent, powder auxiliary material, etc., is adjusted to the range of 0.4 to 1.3. The reason is that by making the basicity within this range, the melting point of slag formation of gangue and ash can be lowered, which facilitates the melt separation of reduced iron and slag.
[0015]
In order to melt the reduced metal on the hearth, from the viewpoint of thermal efficiency and the like, it is necessary to be performed in as short a time as possible by local heating. It is not always possible to separate the reduced metal and the slag after melting by simply lowering the melting temperature of the component to be slag in the raw material by simply adjusting the basicity in the range of 0.4 to 1.3.
[0016]
Therefore, in the present invention, the internal temperature of the raw material is maintained at 1200 ° C. or higher in a time of 1/3 or more of the total time required for the reduction treatment, and at that time, the iron reduction rate is maintained at 40 to 80%. .
[0017]
The grounds for the above conditions in the present invention are based on the following experimental results.
First, a mixture of powdered iron ore, coke powder, and limestone powder with a particle size of 3 mm or less in a weight ratio of 7: 3: 1 is prepared, and the weight is maintained while maintaining this at 1300 ° C. with an experimental apparatus as shown in FIG. The progress of reduction was investigated by continuous measurement. As a result, the state of the reduction behavior as shown in FIG. 5 was confirmed by changing the kind of the iron ore and the average particle size, and in particular, the reduction rate as shown in FIGS. When the reduction stagnation occurs, the metal and slag were separated into two layers cleanly after the reduction process was completed, but when the initial reduction rate as shown in c was high and the reduction rate was high, the reduction ended. In later observations, the slag and the metal were hardly separated, and the slag was partially leached and became a mixture of metal and lime.
[0018]
As a result of various studies on such phenomena, there are various forms of iron ore reduction patterns. However, when the reduction rate is less than 40% and the reduction rate exceeds 80%, there is not much difference in the progress of reduction. However, between 40% and 80%, it has become clear that there may be a stagnation of reduction depending on conditions and the reduction may proceed quickly. As shown in FIG. 5, a remarkable example is shown in which separation of the metal and slag obtained after completion of reduction occurs under conditions where the reduction progress is stagnant at a reduction rate of 40 to 80%. It became. That is, when the reduction rate of iron ore is fast and the reduction rate is 40 to 80%, the dissolution of lime, gangue, and ash in the mixture does not proceed sufficiently, and lime, gangue, ash and Was found not to slag.
[0019]
This phenomenon at relatively low state of 40% to 80% is reduced rate of iron, for iron oxide present many of the FeO, SiO _2, CaO of FeO and lime, gangue, ash content, Al ₂ O ₃ forms a slag composition with a low melting point and low viscosity, i.e., under conditions where reduction stagnation occurs, the lime content in the mixture is maintained for a relatively long time in the presence of FeO. In contrast, the dissolution of gangue and ash progresses, but if the reduction proceeds under conditions that do not cause reduction stagnation, the reduction occurs before the FeO and lime, gangue, and ash generated by the reduction of iron oxide are sufficiently dissolved. It is considered that the metal and slag cannot be separated because the effect of lowering the viscosity of the slag cannot be obtained sufficiently.
The rate of reduction of iron in the raw material is such that the ratio of the amount of oxygen actually bound to iron is from 1 to the amount of oxygen bound to iron when all the iron contained in the raw material is Fe ₂ O _3. The value after subtraction. When the total iron weight% is (TFe), the metal iron weight% is (MFe), and the divalent iron weight% is (Fe ²⁺ )
1-((TFe) − (MFe) − (Fe ²⁺ ) / 3) / (TFe)
It is represented by
[0020]
As described above, when the reduction rate is kept low in the reduction operation and the basicity is adjusted to a range of 0.4 to 1.3, the raw material is rapidly melted after the reduction, and in the molten state, the metallic iron is It will be separated from the slag as metal. Therefore, SiO _2, Al ₂ O _3, or the like is small, which is an impurity derived from gangue in the metal, it is possible to produce a reduced metal quality.
[0021]
Here, in order to control the reduction rate of iron in the raw material to be 40 to 80%, by adjusting the reduction rate according to the furnace temperature or by adjusting the amount of the solid reducing agent blended in the raw material. realizable. In particular, when a reducing agent in an amount smaller than the amount of reducing agent necessary to reduce metal oxide in the raw material is blended, the reduction does not proceed sufficiently and the iron reduction rate is low even if the temperature is kept high. Kept in a state.
[0022]
If the reduction rate is kept low in the reduction operation, iron oxide remains in the melt in the form of FeO. The iron oxide in the melt is mixed with the slag, and if the melt is maintained in a reducing atmosphere, the reduction further proceeds and moves to metal, so the iron content in the raw material is recovered as a product. The proportion of metallic iron that can be increased. In addition, other metal oxides are in a molten state, so that the contact interface area with the carbon component is remarkably increased as compared with the case where the metal component is not melted.
[0023]
When a powdery reducing agent is supplied after the raw material reduction operation, a further reduction reaction occurs (hereinafter referred to as a finishing reduction reaction). The gas generated at this time (for example, when coal is used as the reducing agent, CO or melt the H 2 gas is generated, such as ₂₎ it is vigorously stirred. By this stirring, the powder reducing agent is taken into the melt and contributes to the reduction of the metal in the melt. However, if a large amount of powder reducing agent remains on the melt surface, it becomes a heat insulating layer and the furnace body. The heat from is not sufficiently supplied to the melt and adversely affects the reduction reaction which is an endothermic reaction. On the other hand, if a small amount of powdery reducing agent remains on the surface of the melt, the surface of the melt is kept in a reducing atmosphere regardless of the atmosphere in the furnace, so that reoxidation of the metal can be avoided. . For this reason, in the present invention, as described above, it is preferable to supply an appropriate amount several times.
[0024]
【Example】
Example-1
A burner 4 is installed at the top of the hearth, and a device 6 for supplying a powder reducing agent is installed at the top of the hearth. 6 and 7 equipped with a hearth (cross-section AA in FIG. 6), the final product (reduction) is performed in the following manner using a furnace (entirely covered with a furnace body) configured as shown in FIG. The quality of iron was investigated.
[0025]
FIG. 8 shows the main part of the furnace shown in FIG. 6, and the product cooled by the cooling device is crushed by the crushing device 9 provided at the discharge port and discharged by the discharging device 10. Ten extraction ports S for sampling the mixed powder in the rotary hearth furnace are attached to the reduction zone portion at ten locations. The reduction rate of the mixed powder taken out from the reduction zone can be obtained by chemical analysis.
[0026]
Fig. 9 shows the stacking of fine iron ore (with a mesh size of 3 mm or less), fine powder reducing agent (with a mesh size of 3 mm or less), and powdered limestone (with a mesh size of 3 mm or less) in a rotary hearth furnace. Reduction in the furnace (furnace temperature in the reduction zone is adjusted between 1250 and 1350 ° C to control the reduction rate in the first half by burner combustion control, and adjusted to 1300 ° C in the second half) melting (melting zone) The furnace temperature was adjusted to 1500 ° C by combustion control of the burner, and the combustion was mainly CO gas generated from the stacked layers, using natural gas as auxiliary fuel and air as combustion support gas) and cooling. Table 1 shows the components of iron ore (the gangue content (containing 7% or more of SiO ₂ , Al ₂ O _3, etc.) and the components of the powdered solid reducing agent (containing ash content of about 5 to 11%). As the auxiliary material, powdered limestone having the components shown in Table 3 was used, the operation conditions are shown in Table 4, and the operation results are shown in Table 5, respectively.
[0027]
[Table 1]

[0028]
[Table 2]

[0029]
[Table 3]

[0030]
[Table 4]

[0031]
[Table 5]

[0032]
In Table 4, the raw material (mixed powder) column is 100% in total of the powdered solid reducing agent, ore, and limestone, and the gangue + ash column is the weight percent of the raw material. The stone + ash contains CaO in limestone in addition to gangue in the ore and ash in the powdered solid reducing agent.
[0033]
Run numbers 1-10 are within the scope of this invention. Sampling the mixed powder in the reduction zone, and the reduction rate of the raw material is 0.4 to 0 in a time of 1/3 or more of the time required for the reduction treatment (the time from when the raw material enters the furnace to the melting zone) The temperature at the top of the furnace was adjusted so that the temperature of the raw material was 1200 ° C. or higher. In either condition, the fine ore melted in the reduction zone, and the reduced iron was recovered in a state separated from gangue and ash. The raw material was sampled at the time when a half of the time passing through the portion of the rotary hearth furnace where the reduction operation was performed passed. As a result, almost no powdered limestone was found, and the powdered ore was in a partially molten state. The raw material sampled on the reducing zone exit side was also in a state in which the fine ore was partially melted.
[0034]
Run numbers 5 to 7 are experimental results when the particle size of the raw material is changed. When the particle size of the raw material is 10 mm or less, it is melted in the reduction zone. The smaller the ore particle size, the easier it is to secure the reduction rate, and the temperature at the top of the furnace can be lowered or the rotation speed can be increased. Therefore, it is desirable that the raw material has a smaller particle size.
[0035]
Run numbers 8 to 10 are experimental results when the layer thickness of the raw material stacked on the hearth is changed. When the layer thickness is reduced, it is easy to secure the reduction rate, and the temperature at the top of the furnace can be lowered or the rotational speed can be increased.
[0036]
In run numbers 11 and 12, the basicity of the raw material is 0.4 or less or 1.3 or more. That is, it relates to processing outside this invention. As in the case of execution numbers 1 to 6, the raw material mixed powder was sampled at the time when a half of the time passing through the portion of the rotary hearth furnace where the reduction operation was performed was passed. In execution numbers 11 and 12, the powdered limestone was almost not diffused in the molten slag. On the other hand, unlike the implementation numbers 1 to 10, the fine iron ore sampled on the reducing zone exit side was in a resolidified state. In addition, the product finally recovered was not well separated from gangue and ash, and the reduction rate was lower than that of the run numbers 1-10. The temperature and holding time of the melting zone in the rotary hearth furnace are set to the same conditions as those in the run numbers 1 to 4. Under these conditions, reduced iron containing gangue with a high melting point that resolidifies cannot be melted, and since the reduction rate is low, a reduction reaction occurs even if kept in a high temperature part, and is supplied from the outside. It is considered that the temperature of the mixed powder is unlikely to rise because the absorbed heat is absorbed.
[0037]
In the execution number 13, the time during which the reduction rate of the raw material is 0.4 to 0.8 in the reduction zone in the rotary hearth furnace is 1/3 or less of the total reduction time. As a result of sampling the raw material after a half of the time passing through the portion of the rotary hearth furnace where the reduction operation was performed, it was found that the powdered limestone remained almost as it was when it was first added. Further, the fine ore was sampled on the exit side of the reduction zone in a resolidified state as in the case of run numbers 11 and 12. Even in this method, when the time of holding in the reduction zone of the rotary hearth furnace was 20 minutes, the gangue and ash were not well separated in the finally recovered product.
[0038]
In the execution number 14, the reduction rate is 0.4 to 0.8 for 50% of the time passing through the portion where the reduction operation is performed in the moving hearth. However, in most of the parts, the temperature inside the raw material is 1200 ° C. or lower. That is, it relates to processing outside this invention. In this method, the ore during reduction has a low temperature, and slag and the like do not partially melt. Reduced iron could not be recovered with the gangue and ash separated.
[0039]
In the run number 15, the reduction rate is 0.4 to 0.8 inside the reduction zone, and the time during which the temperature of the raw material is 1200 ° C. or higher is 8% of the total reduction time. That is, it relates to processing outside this invention. By making the residence time in the reduction zone as long as 25 min, even if the temperature and holding time in the melting zone are the same as those in the run numbers 1 to 6, the reduced iron melts in the furnace, and the gangue and ash are removed. Reduced iron could be recovered in a separated state. However, when the operation is performed with the same hearth area, the longer the time required for reduction, the lower the productivity.
[0040]
Run numbers 16 and 17 show the results within the scope of the present invention. Although the amount of the reducing agent in the raw material is slightly insufficient to reduce the blended ore, the reduction rate at the stage of completion of the reduction treatment is about 0.8, and the reduction rate is low. The reduced iron recovered under any condition was in a state where slag and metal were separated.
[0041]
The execution number 18 shows the result of the comparative example. In this example, the reducing agent is sufficiently blended, and the reduction rate is 0.4 to 0.8 because the reduction has progressed remarkably because the particle size of the raw material is small, and the inside of the raw material Since the ratio of the time when the temperature is 1200 ° C. or higher is 11%, the reduced iron did not melt on the exit side of the reduction zone or the exit side of the melt zone.
[0042]
The execution number 19 arrange | positions the apparatus 6 for supplying a powdery reducing agent in the intermediate position from the entrance side to the exit side of a melting zone, and supplies a reducing agent (carbon material) with respect to the raw material after reduction | restoration from the upper direction. It is within the scope of the present invention supplied at a rate of 3% of its weight. In this example, it was confirmed that the amount of FeO contained in the slag was further reduced and the proportion recovered as metal was increased.
[0043]
Run No. 20 is a device for supplying a powdery reducing agent 6 arranged at an intermediate position from the inlet side to the outlet side of the melting zone, and the reducing agent (carbon material) is used as the raw material after reduction from above. However, it is within the scope of the present invention supplied under conditions of 10% of its weight. In this example, since the amount of solid reducing agent contained in the raw material is small, the reduction rate of iron on the melting zone entry side is about 90%, but by supplying the reducing agent from above the raw material, the metal is reduced. Thus, reduced iron separated into slag was obtained. Further, the ratio of iron recovered as metal was high as in the case of the execution number 19 described above.
[0044]
Example-2
Using stainless steel dusts A and B having the compositions shown in Table 6 as raw materials, operation was performed under the conditions shown in Table 7 using the same equipment as in Example 1 above. The results are shown in Table 8.
[0045]
[Table 6]

[0046]
[Table 7]

[0047]
[Table 8]

[0048]
The run numbers 21 and 22 in Table 8 show the results of operation within the conditions specified in the present invention. In this example, melting of reduced iron can be achieved without problems, and the iron of the product reduced iron can be achieved. The recovery rate was good and metal components such as chromium and nickel in the raw material could be recovered.
[0049]
The stainless dusts A and B used in Example-2 contain metal oxides such as chromium and nickel in addition to iron oxides, and also contain powders of SiO ₂ and CaO as gangue components. The basicity of the mixed powder is in the range of 0.4 to 1.3 without adding the secondary auxiliary material, and especially for the stainless dust A, since it has carbon necessary for the reduction treatment, it is solid reduced. The reduction treatment can be carried out without adding an agent, and the product reduced iron obtained by this operation contains chromium and nickel and can be used particularly suitably as a raw material for stainless steel.
[0050]
【The invention's effect】
From the above examples and the like, a temperature of 1200 to 1350 ° C. is used for a period of 1/3 or more from the start of heating to the melting zone of the raw material having a basicity of 0.4 to 1.3 on the hearth. The melting of the raw material is promoted by maintaining the reduction rate at 40 to 80% and melting, and the separation of slag and metal is improved. Therefore, it is possible to efficiently produce a high-quality reduced metal free from impurities such as gangue and impurities contained in iron ore and iron-making dust, or ash contained in the solid reducing agent.
[Brief description of the drawings]
FIG. 1 is a diagram showing a configuration of a conventional rotary hearth furnace.
FIG. 2 is a view showing a cross section AA in FIG. 1;
FIG. 3 is a diagram showing the reduction status of iron ore.
FIG. 4 is a diagram schematically showing a reduction experiment apparatus.
FIG. 5 is a graph showing the relationship between elapsed time and reduction rate.
FIG. 6 is a diagram showing a configuration of a rotary hearth furnace suitable for carrying out the present invention.
7 is a view showing a cross section AA in FIG. 6;
8 is a diagram showing a configuration of a main part of FIG. 6;
FIG. 9 is a diagram showing a state of raw material stacking.
[Explanation of symbols]
DESCRIPTION OF SYMBOLS 1 Moving hearth 2 Charging apparatus 3 Furnace body 4 Burner 5 Discharge apparatus 6 Powdered reducing agent supply apparatus 7 Single layer of powdered solid reducing agent 8 Mixture consisting of powdered iron ore, powdered limestone and powdered solid reducing agent 9 Crushing apparatus
10 Discharge device S Sampling and temperature measuring port t Layer composed of iron ore and solid reducing agent

Claims

In a method for producing a reduced metal by reducing a powdered metal-containing material containing iron,
The basicity is 0.4 to 1.3 by mixing the powdered metal-containing material or powdered metal-containing material with a basicity of 0.4 to 1.3 and a powdery reducing agent and / or powdery auxiliary raw material. The obtained mixture is used as a raw material, and the internal temperature of the raw material is 1200 ° C. or higher and 1350 ° C. or lower on the hearth for 1/3 or more of the total time required for the reduction treatment, and the iron reduction rate Is maintained so that the reduction proceeds from 40% to 80%, and then the reduced raw material is melted.

The method for producing a reduced metal according to claim 1, wherein a layer of a powdery reducing agent is formed on the hearth, and a raw material is laminated thereon.

The manufacturing method of the reduced metal of Claim 1 or 2 which supplies a powdery reducing agent on the raw material after the reduction | restoration, its melt, or those mixture.