WO1998022626A1 - Procede et appareil pour la production de fer reduit - Google Patents

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WO1998022626A1
WO1998022626A1 PCT/JP1997/004221 JP9704221W WO9822626A1 WO 1998022626 A1 WO1998022626 A1 WO 1998022626A1 JP 9704221 W JP9704221 W JP 9704221W WO 9822626 A1 WO9822626 A1 WO 9822626A1
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furnace
hearth
reduced iron
reduction
raw material
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Yasuo Kamei
Takazo Kawaguchi
Hideyuki Yamaoka
Yoshihisa Nakamura
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Sumitomo Metal Industries, Ltd.
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    • Y02P10/134Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen

Definitions

  • the present invention relates to a powdery iron oxide, for example, a dust, sludge, scale, etc., containing powdery iron ore or iron generated in an ironworks, and a powdery solid reducing agent, for example.
  • a powdery iron oxide for example, a dust, sludge, scale, etc.
  • powdery iron ore or iron generated in an ironworks for example, coal, charcoal, petroleum coke, coke, etc. are mixed and charged into a furnace that has been heated to a powdery state without agglomeration, and reduced at high temperature to produce reduced iron.
  • the present invention relates to a method for producing molten iron by charging the reduced iron into a vertical furnace or a smelting reduction furnace for production at a high temperature.
  • the reduction process of fine iron ore disclosed in the above-mentioned U.S. Pat. No. 3,443,931 generally comprises the following steps.
  • Raw pellets are made by mixing a powdered solid reducing agent such as coal and coke with powdered iron ore.
  • Dust, sludge, scale, etc. containing iron generated in the steelworks are also valuable iron sources, but the oxides discharged from the steelworks are in powder form when they are collected. Often, they are too large to be pelletized, such as a solid mass or a scale of matter bound together. Therefore, when these are used alone or in combination with powdered iron ore instead of powdered iron ore to agglomerate into pellets, they are made to have a predetermined particle size in advance. Fine grinding is required, and fine grinding equipment is indispensable.
  • a furnace having a heating hearth (hereinafter, referred to as a “rotating hearth”) in which the hearth rotates horizontally has attracted attention, and the above-mentioned U.S. Pat. , 931 also uses this furnace (hereinafter referred to as “rotary hearth furnace”).
  • This rotary hearth furnace differs from the traditional rotary kiln furnace in that the equipment cost is low, but on the other hand, the raw material is loaded because the hearth rotates horizontally. Care must be taken for input and product emissions.
  • FIG. 1 is a schematic view of an example of a conventional reduced iron production process in which a raw material is heated using a rotary hearth furnace.
  • bentonite 5 as a binder is added to fine iron ore 3 adjusted to a predetermined particle size in crusher 1 and fine coal 4 treated in crusher 1 and crusher 1.
  • water 7 and tar 8 are further added and mixed.
  • This mixed raw material is agglomerated by a pelletizer 19 or a double roll compressor 10, transferred to the raw material charging section 12 of the rotary hearth furnace 11, charged into the furnace, and Iron oxide in iron ore is reduced at high temperature to solid metal iron during one rotation as bed 13 moves.
  • the obtained metallic iron is taken out from the discharge section 14.
  • Reference numeral 15 denotes an exhaust port.
  • the powdered iron oxide and the powdered solid reducing agent are subjected to a drying treatment and a crushing treatment, if necessary, and then to a kneading treatment. At that time, if necessary, the water and the tar as a binder are used. , Molasses, organic resin, cement, slag, bentonite, quicklime, light burnt dolomite, and slaked lime are added.
  • the kneaded raw material is agglomerated into spherical pellets by the desiccator or into pre-packets by the double-necked compressor.
  • a raw material having a particle size of 0.1 mm or less is suitable for forming a pellet. Since a mixture having a particle size of lmm or less is suitable for the mixture, it is necessary to pulverize the mixture to a predetermined particle size in advance.
  • a drying treatment or a curing treatment may be performed after forming the raw material.
  • the obtained agglomerate is sent to the upper part of the rotary hearth furnace by a belt conveyor, from where it is charged using a charging unit so as to be widely dispersed on the rotary hearth. It is done by Beller. Subsequently, it is heated and reduced while moving in the furnace, and becomes metallic iron.
  • the conventional methods for producing reduced iron as described above have the following problems.
  • the agglomerates are powdered before being charged into the rotary hearth furnace, become agglomerates with small particle sizes and different particle sizes, and generate powder, and in that state, the rotary furnace It is charged on the floor.
  • the generated powder charged into the furnace is scattered by the combustion gas and melts and adheres to the furnace wall, causing equipment trouble.
  • it melts and adheres to the rotary hearth and melts and erodes, causing the floor surface to be rough and causing equipment trouble.
  • the particle size of the agglomerates is different, resulting in uneven firing, and it is necessary to extend the firing time to produce reduced iron having a metallization ratio of about 92%. Reduced iron productivity deteriorates.
  • the binder described above has been added to prevent the adverse effect of the agglomeration of the agglomerate, and the effect has been achieved, but the pulverization is not completely prevented.
  • organic binders are expensive and increase production costs, while inorganic binders contain slag other than iron and have the disadvantage of reducing the quality of reduced iron.
  • hot metal was mainly produced by the blast furnace method.
  • the blast furnace method massive iron raw material and massive coke are charged from the upper part of the furnace, and hot air is blown from tuyeres installed at the lower part of the furnace to burn the coke and generate high-temperature reducing gas.
  • This is a process that reduces and dissolves iron oxide, which is the main component of iron raw materials.
  • reduced iron has been produced by reducing massive iron raw materials in a shaft reduction furnace, and this reduced iron is charged at a high temperature from the upper part of the furnace into a fluidized bed carbonized melting furnace to reduce it.
  • a method for producing hot metal has been developed and is already in practical use.
  • Japanese Patent Publication No. 3-680883 discloses that fine iron ore and fine carbonaceous material are agglomerated, and the agglomerate is preliminarily reduced in a rotary hearth furnace to obtain a temperature of 100 °. C is discharged at a temperature of not less than C, and the fine carbonaceous material is introduced below the surface of the bath in the furnace having a molten metal bath in the furnace. A method for reducing and dissolving a compound is disclosed. The exhaust gas discharged from the furnace at this time is collected and introduced into the rotary hearth furnace as fuel for preliminary reduction.
  • the blast furnace method has the disadvantage of requiring massive iron raw materials and coke.
  • coal is carbonized by coking in a coke oven to form coke, and sieved coke is used, but in this blast furnace method, coke is used.
  • the major issues are the huge investment burden during coke oven replacement and the prevention of pollution caused by the coke oven. It is.
  • iron raw materials fine ore must be agglomerated and used as pellets or sintered ore, unless lump ore is used.
  • the supply of lump ore is very tight and the pellet price is expensive, the use of sintered ore is the mainstream in Japan. Pollution prevention measures during sinter production are a major issue.
  • the generation of particles other than the specified size is inevitable, and the undersized particles are directly transferred to the mixing process, and the oversized particles are discharged. Must be crushed and then returned to the mixing process, which is inefficient.
  • the strength of the agglomerate is low until it is agglomerated, and it does not withstand node ring.Therefore, it is necessary to dry the agglomerate before loading it into the reduction furnace. In addition to this, drying equipment is required, and its operation and maintenance costs are also required, so that the cost of producing reduced iron increases.
  • the time required for agglomeration and drying is relatively long compared to the reduction time, which impairs the efficiency of the entire plant.
  • oxides such as dust, sludge, and scale generated in steel works are used alone or in combination with iron ore, the recovery form of these oxides; Because they often have a shape that is too large to be pelletized, such as a lump that has been combined and hardened, or a mil scale, Must be pulverized to the particle size. For this reason, there is also a problem that fine grinding equipment is indispensable.
  • An object of the present invention is to provide a method for producing reduced iron inexpensively by a simple method instead of the conventional “pellet method” and an apparatus therefor, and a simple process using the obtained reduced iron. It is an object of the present invention to provide a method for producing high-quality hot metal efficiently and inexpensively. Disclosure of the invention
  • the agglomeration step of the raw fuel (the step of agglomeration such as pelletization) and the drying step, which were conventionally considered to be essential for the preliminary reduction of the raw material, were omitted. That is, after mixing the powdered iron raw material and the powdered solid reducing agent, they are not agglomerated, but are charged into a furnace heated to 120 ° C or more while being powdered to be oxidized. It is characterized by the reduction of iron.
  • the gist of the present invention resides in the following (1) and (2) methods for producing reduced iron, (3) an apparatus therefor, and (4) and (5) for producing hot metal.
  • a method for producing reduced iron from powdered iron oxide which comprises the following steps (a) to (c).
  • Fuel and oxygen-containing gas are blown into the furnace to burn the fuel, combustible volatile components generated from the solid reducing agent, and CO gas generated by reducing the iron oxide by the solid reducing agent. And reducing the iron oxide by maintaining the furnace temperature at 110 ° C. or higher.
  • Fuel and oxygen-containing gas are blown into the furnace to burn the fuel, combustible volatile components generated from the solid reducing agent, and CO gas generated by reducing iron oxide by the solid reducing agent. And reducing the iron oxide by maintaining the furnace temperature at 110 ° C. or higher.
  • a mixer for mixing the powdered iron oxide and the powdered solid reducing agent, and the raw material mixture obtained by mixing is charged into the reduction furnace in a powdered state, and has a substantially uniform thickness on the hearth. It has a charging device for forming a bead and a reduction furnace for reducing iron oxide in the mixture charged into the furnace, and the reduction furnace has a charging port for the mixture and heat reduction of the iron oxide.
  • An apparatus for producing reduced iron for performing the method according to the above (1) which is a rotary hearth furnace having a burner for injecting fuel to burn fuel.
  • the high-temperature reduced iron discharged in the discharging step, the lump-like carbonaceous material and the flux, are provided with a carbon material-filled layer in the furnace, and the tuyere installed at the lower part of the furnace. Oxygen-containing gas is blown from it to burn the carbonaceous material in front of the tuyere, producing high-temperature reducing gas.
  • a reduction and melting process in which the vertical furnace to be generated is charged from the upper part of the furnace, reduced and melted, and hot metal and slag are discharged from the lower taphole of the furnace
  • a method for producing hot metal from powdered iron oxide comprising the following steps (a) to (f).
  • Fuel and oxygen-containing gas are blown into the furnace to burn the fuel, combustible volatile components generated from the solid reducing agent, and CO gas generated by reducing iron oxide by the solid reducing agent.
  • the method described in (2) above that is, pressing the bed of the raw material mixture charged into the furnace to reduce the apparent density of the raw material mixture. After being raised, it is reduced by high temperature. It is also possible to adopt a method in which reduced iron is produced and the reduced iron is charged into a vertical furnace or a fine melting reduction furnace.
  • FIG. 1 is a schematic diagram of an example of a conventional reduced iron production process.
  • FIG. 2 is a diagram showing an apparatus for producing reduced iron of the present invention and a schematic production process of reduced iron using this apparatus.
  • FIG. 3 is a longitudinal sectional view of the rotary hearth furnace, showing a plane perpendicular to the traveling direction of the hearth.
  • FIG. 4 is a diagram showing a configuration of a main part of an example of a charging device for a raw material for producing reduced iron used in the present invention.
  • FIG. 5 is an explanatory view of a method of discharging reduced iron by a conventional screw feeder.
  • FIG. 6 is an explanatory diagram of a method for discharging reduced iron used in the present invention.
  • FIG. 7 is an explanatory view of one example of a method for removing reduced iron powder remaining on the hearth used in the present invention.
  • FIG. 8 is an explanatory view of another example of the method for removing reduced iron powder remaining on the hearth used in the present invention.
  • FIG. 9 is an explanatory view of an example of a method for removing reduced iron powder and solid matter remaining on the hearth used in the present invention.
  • FIG. 10 is an explanatory view of still another example of the method for removing reduced iron powder remaining on the hearth used in the present invention.
  • FIG. 11 is an explanatory view of an example of a method for preventing reduced iron powder from remaining on a hearth used in the present invention.
  • Fig. 12 is a diagram showing an outline of the process of producing hot metal using a vertical furnace and an example of equipment used.
  • FIG. 13 shows the outline of the process for producing hot metal using a smelting reduction furnace for production and its use. It is a figure which shows an example of the installation which is.
  • FIG. 14 is an explanatory view of the high-temperature heating and reducing test furnace used in the examples. BEST MODE FOR CARRYING OUT THE INVENTION
  • a mixture of powdered iron oxide and a powdered solid reducing agent is powdered when reducing iron oxide at a high temperature. It is then charged into a reduction furnace to form a bed of approximately uniform thickness on the hearth, or further presses the bead to increase the apparent density of the raw material mixture, and to feed fuel into the furnace.
  • the oxygen-containing gas is blown to burn the fuel, the combustible volatile components (VM) generated from the solid reducing agent, and the CO gas generated by the reduction of iron oxide by the solid reducing agent. Is maintained at 110 ° C. or higher to reduce powdered iron oxide.
  • the invention of the above (1) is a method of reducing iron oxide without pressing the bed
  • the invention of (2) is a method of reducing the iron after pressing the bed. .
  • the “powder iron oxide” is a powdery iron raw material containing iron oxide as a main component, and specifically includes the powdery iron ore and the iron component generated in an ironworks described above. Dust, sludge, scale, etc. These can be used alone or in the form of a mixture of two or more.
  • Pulverulent solid reducing agent is a powder of a solid substance mainly containing carbon, such as coal, charcoal, petroleum coke, and coke. These can also be used alone or in combination of two or more.
  • uniform thickness does not necessarily mean a uniform thickness in a strict sense. Therefore, “bed of almost uniform thickness” means “thickness without any extreme level difference” such that reduction proceeds evenly without practical inconvenience.
  • the type of the reduction furnace used in the present invention is not particularly limited, the rotary hearth furnace shown in FIG. 1 described above, that is, the reduction furnace having a heating hearth (rotary hearth) that rotates horizontally, can be used for continuous operation. Recommended because it is possible.
  • powdered iron oxide and a powdered solid reducing agent are mixed to obtain a mixture (raw material mixture).
  • lime may be added to adjust the basicity of the slag component contained in the reduced iron.
  • S sulfur
  • the endothermic effect of the decomposition of limestone can be compensated for during calcination in the reduction furnace, so that the fuel consumption rate in the production furnace is improved.
  • the mixture of the powdered iron oxide and the powdered solid reducing agent is charged as it is (in the form of a powdered mixture) into a reduction furnace, and a bed of approximately uniform thickness is placed on the hearth.
  • a trolley for forming a rotary hearth 13 from a raw material inlet 38 through a raw material mixture 40 as shown in FIG. After charging above, pass through leveler 39. By adjusting the height of the leveler 39 from the hearth, the thickness of the bed 41 can be easily adjusted to a desired thickness.
  • a pressure roller 42 is used. It is extremely effective to press the bead 41. In other words, the pressure reduces the voids in the bead and makes the particles adhere to each other, so that scattering of the fine particles from the bead is prevented and heat transfer in the bead is promoted. As a result, reduction is promoted. Also, better contact between iron oxide and the solid reducing agent is considered to contribute to the promotion of reduction.
  • the cells are placed on the bed. It is effective to spray the liquid containing the ment.
  • a cement solution which is an aqueous solution of cement, may be sprayed from the nozzle 43 onto the surface of the bed 41.
  • the above-mentioned bed is a bed formed on a hearth formed by using a leveler, or a bed in which the apparent density of a raw material mixture is increased by further pressing the bed.
  • a commonly used fuel such as natural gas or heavy oil is used. Since flammable gas is discharged as exhaust gas from a post-process furnace (vertical furnace, smelting reduction furnace for manufacturing), it may be used.
  • oxygen-containing gas it is preferable to use air or a gas whose oxygen concentration is equal to that of air or slightly adjusted to be higher than the air composition.
  • the combustion gas or combustion air in the furnace may cause a delay in the reduction of iron oxide or the reoxidation of reduced iron generated by reduction of iron oxide.
  • the ratio of the amount of fuel supplied from the burner to the amount of combustion air is adjusted to reduce the CO gas in the combustion gas and C C2 metallic iron ratio of gases follow may c to be adjust as the range which does not oxidize, according to the method of the present invention, further placing the base head of the solid reductant on the beds de of the raw material mixture There is no need to do so, and the charging equipment can be simplified.
  • the furnace temperature for high-temperature reduction should be 110 ° C or more.
  • the reduction proceeds even at temperatures below 110 ° C. In such a temperature range, the reduction rate is low, which is not desirable for industrial production.
  • the temperature of the bed of the raw material mixture (hereinafter also referred to as the charge bed) is increased by the endothermic reaction. Therefore, in order to obtain a sufficiently fast reduction rate, it is desirable to maintain the furnace temperature at about 1200 to 140 ° C.
  • this temperature is a property that should be adjusted according to the progress of the reduction, the properties and mixing ratio of the powdered iron oxide and the solid reducing agent used, and the like. That is, in the short period after the raw materials have been charged into the furnace, the temperature of the charged materials is low, so it is better to maintain the furnace temperature at a high temperature and raise the temperature of the charged materials to promote reduction. It is advantageous for progress. Also, depending on the composition of gangue in the ore and ash in the coal as raw materials, their melting points change, so the furnace temperature is controlled accordingly and they are melted during the reduction. Care should be taken not to run out. However, the production of a moderate amount of melt in the charge should be used positively, as it has good results in both heat transfer and reaction promotion.
  • the temperature of the charge bed In order to reduce the time required for reducing iron oxide at a high temperature, it is desirable to raise the temperature of the charge bed quickly to the appropriate reduction temperature. To do so, the oxygen-containing gas is charged until the charge bed is matured and the generation of flammable volatile components generated from the solid reducing agent in the charge bed is almost complete. After the combustible volatile components are supplied to the surface of the bed and burned on the surface, and the generation of the combustible volatile components is completed, it is desirable that the temperature in the furnace be 110 ° C or more. Alternatively, the heating may be performed so as to be 1200 to 140 ° C. or more.
  • a thin layer of powdered solid reducing agent is spread on the hearth of the reduction furnace, and a charge bed is formed on it.
  • a method may be adopted.
  • the method for producing reduced iron according to the present invention is a method in which powdered iron oxide and a powdered solid reducing agent are simply mixed and heated as powder.
  • This is a method in which reduced iron is manufactured by placing it on the hearth in a reduced furnace and performing high-temperature heat reduction.
  • the basic idea is to omit the steps of agglomeration (pelletization) and drying that have been conventionally used. Effects can be obtained.
  • the agglomeration process performed by the conventional method takes a considerable amount of time, but the method of the present invention requires only mixing the powdery raw material and charging it as it is onto the hearth of the reduction furnace.
  • the processing time is extremely short, which improves plant operation efficiency and is easy to operate and maintain.
  • the pellets are insufficient in strength when agglomerated, the pellets need to be dried to increase the strength in order to prevent collapse during node ringing.
  • the raw material mixture is used.
  • the powder is charged into the reduction furnace in a powdery state, and a bed having a substantially uniform thickness is formed on the hearth, so that a drying step is not required.
  • An apparatus for producing reduced iron according to the present invention (the invention of the above (3)) is an apparatus for carrying out the method of the invention of the above (1).
  • This device mixes the powdered iron oxide and the powdered solid reducing agent with a mixer, and the raw material mixture obtained by mixing is charged into the reduction furnace in powdered form and placed on the hearth. It has a charging device that forms a bead of almost uniform thickness, and a rotary hearth furnace that reduces iron oxide in the powdery raw material mixture charged into the furnace.
  • the rotary hearth furnace has a furnace body provided with an inlet for a raw material mixture, an outlet for reduced iron obtained by heating and reducing iron oxide, and an outlet for gas generated in the furnace, and a horizontal furnace provided in the furnace. It has a hearth that rotates and moves, and a burner that burns fuel by blowing fuel and oxygen-containing gas into the furnace.
  • FIG. 2 to FIG. 4 are diagrams for explaining the reduced iron production apparatus of the above (3).
  • FIG. 2 is a view schematically showing the entire device and schematically showing a manufacturing process, and a portion surrounded by a broken line represents the device of the present invention.
  • Figure 3 is a cross-sectional view of the rotary hearth furnace, showing a plane perpendicular to the direction in which the hearth moves.
  • FIG. 4 is a longitudinal sectional view schematically showing a main part of an example of the charging device, and shows a plane parallel to the traveling direction of the hearth.
  • the apparatus for producing reduced iron of the present invention includes a mixer 16 for mixing powdered iron oxide and a powdered solid reducing agent, and a charging device (not shown).
  • the rotary hearth furnace is equipped with the raw material mixture.
  • Inlet 17 (see Fig. 4), reduced iron outlet 18, exhaust gas (waste gas) generated in the furnace 15, and fuel and oxygen-containing gas are blown into the furnace to burn fuel
  • a burner 19 is installed.
  • the binder 23 and the dust 24 are fed into the mixer 16 as well. Sent and mixed.
  • the fuel a part of the exhaust gas 25 of a production furnace used for power generation and the like is used.
  • gas 27 waste gas
  • air 27 preheated by generated heat is used. Waste gas heat exchange After passing through the exchanger 28, it is released into the atmosphere via the dust remover 29 and the desulfurizer 30.
  • Symbols 3 1 and 3 2 are blowers.
  • the outer periphery of the rotary hearth furnace is a furnace body 33, inside which a hearth (rotary hearth) 13 that moves horizontally is provided.
  • a rail 34 is attached to the lower side of the hearth 13, and the fixed wheel 35 is driven by a driving device 36 so that the hearth 13 is driven at a constant speed. Rotate with.
  • the inside of the furnace is sealed with sealing water 37.
  • the bed 41 of the raw material mixture charged on the hearth 13 is reduced by the heat of combustion of the fuel blown from the burner 19.
  • the charging apparatus illustrated in FIG. 4 includes a raw material charging port 38 and a leveler 39, and is attached to the charging port 17 of the rotary hearth furnace 11.
  • the raw material mixture 40 is charged into the furnace from the raw material charging inlet 38 in the form of powder, the thickness of which is adjusted while passing through the leveler 39, and the raw material mixture 40 is placed on a truck forming the hearth 13.
  • the bead 41 having a substantially uniform thickness is formed.
  • a pressure roller 142 is attached as a means for pressing the bead 41 of the raw material mixture.
  • the use of the apparatus equipped with the press roller 42 includes a step of pressing the bead 41 of the raw material mixture formed on the hearth with the low pressure roller 42 to increase the apparent density of the raw material mixture.
  • the method of the invention of the above (2) can be carried out.
  • FIG. 4 shows a nozzle 43 for spraying the cement-containing liquid.
  • this nozzle 43 as described above, after forming the bead or after pressing the bead 41 to increase the apparent density of the raw material mixture, it is placed on the bead. Cement milk can be sprayed.
  • the obtained reduced iron is discharged out of the hearth, or powdery reduced iron remaining on the hearth without being discharged is removed.
  • various methods and devices can be applied. This will be specifically described below.
  • the production of reduced iron has been achieved by depositing agglomerates (pellets) of 10 to 20 mm on the hearth of a rotary hearth furnace maintained at a furnace temperature of 110 to 300.
  • the furnace is laid with a thin thickness, the temperature is raised to 900 ° C or more mainly by radiant heat from the inner wall of the furnace, and the rotation speed of the hearth is adjusted so that the metallization ratio reaches a specified value during one rotation of the hearth. It is performed by reducing and sintering while discharging from the discharge section by a screw feeder.
  • Fig. 5 is an explanatory view of the method of discharging reduced iron using a screw feeder, which has been used as a conventional mining device.
  • A is a top view of a rotary hearth.
  • B is a longitudinal sectional view near the discharge section.
  • the raw material mixture 40 charged from the raw material charging section 12 onto the rotary hearth 13 is rotated by the rotation of the hearth 13 while iron oxide in the raw material is removed. It is reduced at high temperature and is discharged as reduced iron from the product discharge section 14 by the screw feeder 14. After the reduced iron reaches the screw feeder 144, the reduced iron is rotated by the screw to rotate in the direction perpendicular to the moving direction of the hearth 13 (white in the figure).
  • a stop fence 45 for accumulating reduced iron is installed.
  • a rail 34 is attached to the lower side of the hearth 13, and the hearth 13 is driven at a constant speed by driving the fixed wheels 35. Rotate with.
  • the inside of the furnace is sealed with sealing water 37.
  • reduced iron obtained by reducing powdered iron oxide in a reduction furnace with a rotary hearth is discharged by an extruder that reciprocates in a direction perpendicular to the direction of movement of the hearth.
  • the production of reduced iron may be carried out.
  • FIG. 6 are explanatory diagrams of an example of this method, in which a pusher is used as an extruding device.
  • (A) is a schematic plan view
  • (b) is an A_A view of (a).
  • the extruding device is located on the inner peripheral side (outside the hearth) of the hearth 13 at the discharge part of the rotary hearth furnace, in the direction perpendicular to the moving direction of the hearth 13.
  • a plate-like pusher 46 that moves back and forth is installed.
  • the reduced iron that moves to the discharge part with the rotation of the hearth 13 is pushed out of the hearth from the outer peripheral side of the hearth 13 by moving the pusher 46 in the direction of the arrow. And is discharged via discharge shunt 47.
  • a stono and a ° -fence 45 are attached to the downstream side (in the moving direction of the hearth) along the movement range of the pusher 146 shown by the broken line.
  • the pusher 46 moves along the fence 45, the reduced iron 50 is completely discharged without fail.
  • the pusher 46 that has moved to the outer periphery of the hearth 13 immediately returns to its original position, and moves again in the direction of the arrow for the next discharge.
  • a discharge guide that spreads in a V-shape starting from the center in the width direction of the hearth and moving in the direction of the hearth movement.
  • the method of discharging iron to both sides of the hearth along the dough X may be used to produce reduced iron.
  • FIG. 6 are explanatory diagrams of an example of this method, (c) is a schematic plan view, and (d) is a view of (c) as viewed from the direction of arrows BB.
  • the center of the hearth 13 in the width direction is set on the hearth 13 at the discharge part of the rotary hearth furnace.
  • a discharge guide fence 48 that spreads in a V-shape toward the moving direction (downstream side) of the hearth 13 is installed. In this case, the angle of the spread is about 45 degrees on each side with respect to the moving direction of the hearth 13.
  • the installation angle of the discharge guide fence is not particularly limited. However, in order to prevent the reduced iron from stagnating on the hearth and to quickly discharge it outside the furnace, the moving direction of the hearth as shown in the figure. It is desirable to install them on both sides at an angle of about 45 degrees.
  • the height of the discharge guide fence should be at least high enough that the reduced iron that has reached this fence does not exceed the fence before it is led to the discharge shunt. Should be fine.
  • the reduced iron obtained by firing in the rotary hearth furnace can be quickly discharged out of the furnace, and as a result, the metallization rate due to the reoxidation of the reduced iron described above is increased.
  • the accumulated reduced iron powder remains as iron powder for a while, but if it stays in the furnace for a long time, the iron powder sinters and attaches to the hearth as "fixed matter". After that, the hearth is coated with an iron plate, and in some cases, it is thermally deformed and M-convex occurs on the hearth surface. If such irregularities occur on the hearth, not only does the firing of the raw materials cause uneven firing, which significantly reduces the metallization rate of reduced iron, but also hinders operation. It could also lead to major operational problems. Furthermore, iron adhering to the hearth wrench may cause separation cracks in the wrench when mechanical force is applied to it.
  • the raw material mixture is charged into the reduction furnace in the form of a powder to form a bed, and when the reduction is completed, the mixture remains in the form of a bed. It has been sintered into a plate shape.
  • generation of flour cannot be avoided, and in order to maintain stable operation for a long time in such a condition, measures must be taken against the above problems.
  • the reduced iron powder remaining on the hearth is blown off by a jet gas flow from the discharge part of the reduced iron to the raw material charging part, and is blown on the hearth. Can be adopted.
  • “between the reduced iron discharge section and the raw material charging section” means that the raw material and the raw material from the reduced iron discharge section to the raw material charging section in the moving direction of the hearth are reduced. The section on the hearth where the generated reduced iron is not placed.
  • FIG. 7 is an explanatory diagram of an example of this method.
  • the figure shows a cross section perpendicular to the moving direction of the hearth.
  • a gas injection nozzle 51 is placed obliquely from above toward the hearth surface, and gas is injected from the gas injection nozzle 51 to remove residual reduced iron powder 52. Blow away and keep hearth surface clean.
  • the angle of the gas injection nozzle with respect to the hearth surface and the height from the hearth surface are There is no particular limitation. Adjust appropriately so that the reduced iron powder can be blown off and removed from the hearth effectively.
  • the gas may be injected from the nozzles arranged side by side in the direction perpendicular to the moving direction of the hearth in the moving direction of the hearth, but as shown in the drawing, the moving direction of the hearth 13 It is desirable to use a gas injection nozzle 51 that can reciprocate in a direction that is orthogonal to or close to it, and reciprocate this nozzle 51 as shown by the arrow in the figure. New
  • the cross-sectional shape of the tip is circular or close to it, it is desirable to use a plurality of gas injection nozzles instead of one, and arrange them in parallel in the circumferential direction of the hearth. Further, a nozzle whose tip has a flat cross-sectional shape and extends in the circumferential direction of the hearth may be used.
  • the type of gas to be injected is not particularly limited, but nitrogen gas is preferable from the viewpoint of protecting the hearth lenger and preventing reoxidation of the remaining reduced iron powder.
  • the gas injection pressure is also not limited, and may be appropriately adjusted so that the reduced iron powder can be effectively removed from the hearth.
  • a method is used in which the reduced iron powder remaining on the hearth is removed from the hearth by sweeping it with a broom equipped with rotating blades between the reduced iron discharge part and the raw material charging part. Manufacturing may be performed.
  • the term "broom with rotating blades” used herein refers to a device having a cleaning function of sweeping out residual reduced iron powder on the hearth, and a blade or blade having a blade shape.
  • the broom is not limited to a broom, and may be a broom having a hair-like material having a certain hardness and thickness (usually called a "brush").
  • a broom with rotating blades is a cylindrical broom having a cleaning brush around it, which can be rotated in the forward and reverse directions around the axis of this cylinder (that is, It is possible to use the one configured as follows.
  • the rotary broom 53 shown in the enlarged view of FIG. 8 described below corresponds to this.
  • a broom equipped with such rotating blades is used, While rotating in the opposite direction, the residual reduced iron powder is swept out and removed from the hearth while reciprocating in a direction perpendicular to or close to the direction of movement of the hearth.
  • FIG. 8 is an explanatory diagram of a desirable example of this method. The figure shows a cross section perpendicular to the moving direction of the hearth.
  • a broom equipped with rotating blades is a cylindrical broom having a cleaning brush 54 around it, and the shaft 55 of the cylinder is used as a rotation axis in the forward and reverse directions.
  • a group of rotatable brooms 53 (see enlarged view), which are configured to be rotatable, are connected in the direction perpendicular to the axis of the cylinder to form an annular broom group 56. That is, a plurality of the rotating blade broom groups 56 are arranged in the width direction of the hearth 13 between the reduced iron discharge section and the raw material charging section (two are arranged in the illustrated example).
  • the ring of the rotating blade broom group 56 forming an annular shape itself is moved to the hearth 13. Rotate in the forward or reverse direction to or near the direction perpendicular to the direction to remove residual reduced iron powder on the hearth.
  • An annular rotating blade broom group 5 6 is placed on the hearth and reciprocates in a direction perpendicular to or close to the direction of movement of the hearth 13 while rotating it as described above. You may let it.
  • the use of the ring-shaped rotating broom group makes it possible to efficiently remove the residual iron powder in a short time and keep the hearth surface clean.
  • the width of the rotating blade broom (the length in the direction of the rotating shaft) is not particularly limited, but it is desirable that the width be the same as the width of the rotating hearth.
  • the moving speed of the rotary broom is not particularly limited, if the entire hearth surface is cleaned with a rotary broom having the same width as the hearth, the moving speed of the hearth is at least the same as the moving speed of the hearth. It is necessary that the speed be at least as high.
  • the reduced iron powder remains on the hearth and there is a solid matter, the direction intersecting the direction of movement of the hearth between the reduced iron discharge section and the raw material charging section It is desirable to produce reduced iron by adopting a method in which a reciprocating movement is possible and a scraper whose lower end is in contact with the hearth removes it from the hearth.
  • FIG. 9 is an explanatory diagram of an example of this method.
  • the figure shows a cross section perpendicular to the moving direction of the hearth.
  • the scraper 57 has a lower end in contact with the hearth surface, and is configured to be able to reciprocate in a direction intersecting the moving direction of the hearth 13.
  • the direction that intersects the hearth moving direction is a direction that is orthogonal to the hearth moving direction, or a direction that is close to it (less than or equal to 20 'or-20' in the orthogonal direction). Direction that forms the above angle).
  • the scraper is reciprocated in a direction intersecting with the moving direction of the hearth, and the reduced iron powder and the adhered substances remaining on the hearth are removed from the hearth by removing it. From the viewpoint of shortening the moving distance of the scraper, it is desirable to reciprocate in the direction perpendicular to the moving direction of the hearth. As shown in the figure, if the tip of the scraper is formed at an appropriate angle, the scraping effect is large and the adhered matter adhered to the hearth can be removed.
  • the width of the scraper should be the same as the width of the rotary hearth.
  • the reduced iron powder is manufactured by suctioning the reduced iron powder remaining on the hearth through a suction hood provided between the reduced iron discharge part and the raw material charging part, and removing it from the hearth. You may.
  • FIG. 10 is an explanatory diagram of an example of a case where suction is performed by a suction blower in this method.
  • the drawing shows a cross section perpendicular to the direction of movement of the hearth.
  • the suction hood 58 (shown in the figure) is placed on the hearth between the reduced iron discharge section and the raw material charging section.
  • the suction hood 58 is divided into six sections, and each of the divided suction hoods 58 is finally combined into one tube, and a bag filter 59 is formed.
  • Connected to the suction blower 60 I have.
  • the reduced iron powder remaining on the hearth is sucked by the suction blower 60 and collected by the filter 595.
  • the suction hood is desirably provided over the entire width of the hearth 13.
  • the discharge of reduced iron out of the furnace is not performed by the aforementioned extrusion device or V-shaped discharge guide surface, but by a conventional screw feeder.
  • a scraper-type gate whose lower end is in contact with the hearth is installed on the side of the hearth moving direction of the fixed stopper of the mining equipment provided at the discharge section, and the reduced iron powder It is desirable to adopt a method to prevent the residue on the hearth.
  • FIG. 11 is an explanatory diagram of an example of this method.
  • the figure shows a vertical section parallel to the moving direction of the hearth (indicated by arrows in the figure).
  • a fixed stopper furnace 45 for storing reduced iron products 50 provided behind (downstream) the screw feeder 44 is provided.
  • a scraper-type gate 61 is provided on the floor moving direction side, with its lower end in contact with the hearth surface. There is a slight gap between the fixed stopper surface 45 and the hearth, but this gap is caused by wear of the reduced iron and the hearth surface when discharging the reduced iron. Gradually expand.
  • a scraper type gate 61 is provided on the fixed floor space 45 on the hearth moving direction side.
  • the scraper type gate 61 is lightly pressed against the hearth 13 from above, and is configured to contact the hearth and close the gap between the hearth and the hearth. Therefore, even if the gap between the fixed stopper fence 45 and the hearth surface is slipped through, the passage is blocked by the scraper type gate 61 and the reduced iron powder 52 Is prevented from remaining on the hearth and the hearth surface is kept clean.
  • the installation position of the scraper-type gate 61 is such that the gate 61 is placed on the hearth 13. As long as there is no hindrance to lightly pressing down, make sure that it is immediately behind the fixed stop surface 45, that is, close to the stop surface 45 as shown. It is desirable to install it. Further, this scraper type gate 61 is used when the gap (interval) between the fixed stopper fence 45 and the hearth surface is different in the width direction of the hearth. It is desirable to divide it in the width direction so that it can be handled.
  • the method for producing reduced iron of the present invention can be easily implemented, and the features thereof can be fully exhibited.
  • the method for producing hot metal of the present invention (the invention of the above (4) and (5)) is a method for producing hot metal using the high-temperature reduced iron produced by the method of the above-mentioned invention (1) as a raw material. is there.
  • Method (4) uses a vertical furnace
  • method (5) uses a smelting reduction furnace for production.
  • the method described in (2) above that is, the total amount of the raw material mixture charged into the furnace is used.
  • the reduced iron is produced by a high-temperature reduction method, and the reduced iron is charged into a vertical furnace or a smelting reduction furnace for scouring. May be adopted.
  • step (d) the reduced iron obtained in the reduction step (this method is referred to as a “preliminary reduction step” in the method for producing hot metal in (4) and (5)) is subjected to 500 ° This is a step of discharging at a temperature of C or higher.
  • the reason why the temperature at the time of discharge is set to 500 ° C. or more is that if the temperature is not less than this temperature, the heat of the reduced iron is effectively used for melting in the next step to improve the dissolution rate of reduced iron. This is because not only can the facilities be compacted, but also the energy efficiency of the entire process can be improved. However, if the internal temperature of the bed at the time of discharging is higher than 117 ° C, there is a possibility that melt exists in the bed, which may hinder the discharging operation. It is desirable to stop heating so that the internal temperature of the bead falls below 117 ° C before discharging it out of the furnace.
  • the next step (e) is a reduction and melting step, and the vertical furnace is used in the method (4) for producing hot metal.
  • Fig. 12 is a diagram showing an outline of the process contents and an example of equipment used in the method for producing hot metal of (4).
  • the reduced iron 50 is continuously discharged at a high temperature from a discharge port 18 provided in the rotary hearth furnace 11, and then is subjected to a reduction and melting process in the next vertical furnace 62. Sent to
  • the reduced iron When the distance to the vertical furnace is long, the reduced iron is transported in a sealed container (not shown) in which an inert gas such as nitrogen is sealed. Since it is installed adjacent to the rotary hearth furnace, which is a pre-reduction furnace, it is shut off from the outside air, and the inside of the transport path is filled with inert gas such as nitrogen or reduction gas such as exhaust gas from a vertical furnace. It is charged into a vertical furnace by a tube conveyor. Since the reduced iron is sintered in the form of a bead at the time of completion of the preliminary reduction, it may be conveyed by a conveyor after being lightly coarsely pulverized.
  • the furnace has a charcoal-filled layer (not shown), and an oxygen-containing gas (for example, air 66) or oxygen 67 is blown from a tuyere 65 installed in the lower part of the furnace, and the charcoal before the tuyere is blown.
  • the furnace is charged into the vertical furnace 62, which burns the material to generate high-temperature reducing gas, from the upper part of the furnace, reduces and melts, and the hot metal and slag 68 are discharged from the taphole at the lower part of the furnace. .
  • the smelting furnace used in the method for producing hot metal of (4) is a vertical furnace having a packed bed of carbon material in the furnace. Like the blast furnace, the combustion zone in front of the tuyere is similar to the blast furnace. The surrounding area is surrounded by carbon material, which prevents refractories from being exposed to high-temperature gas and melted.
  • the iron bath-type furnace used in the method described in the above-mentioned Japanese Patent Publication No. 3-60883 discloses a vertical type, while the water pool is agitated. Since there is no agitation in the sump in the furnace, it is extremely effective in extending the life of refractories.
  • the reducing atmosphere is as strong as that of the blast furnace, so that the sulfur in the hot metal can be kept low, and high-quality hot metal can be produced. Since the Fe ⁇ concentration in the blast furnace can be kept as low as that of a blast furnace, it is extremely effective in suppressing refractory wear.
  • the dust and the like generated from the vertical furnace this may be used in the system.
  • the exhaust dust 24 It is used as a part of the raw material for the rotary hearth furnace 11 when it is blown in from 5.
  • the efficiency of raw fuel use is improved, and dust and other substances are not discharged outside the system, and disposal is not required. This is advantageous in terms of cost and environmental conservation. It is.
  • a smelting reduction furnace for production is used in the reduction / melting step.
  • Fig. 13 is a diagram showing an outline of the process contents and an example of equipment used in the method for producing hot metal of (5).
  • the reduced iron 50 is continuously discharged at a high temperature from a discharge port 18 provided in the rotary hearth furnace 11, and then reduced by the next production melting reduction furnace 71.
  • the production reduction melting furnace is a preliminary reduction furnace Since it is installed adjacent to the rotary hearth furnace, it is cut off from the outside air, and the inside of the transport path filled with an inert gas such as nitrogen or a reducing gas such as the exhaust gas of a reduction melting furnace for production is used as a bucket core. It is charged into a production melting furnace by conveyors. Since the reduced iron is sintered in a bed state at the time of completion of the preliminary reduction, it may be lightly coarsely pulverized and then charged into the reduction melting furnace for production.
  • reduced iron 50, carbonaceous material 63 and flux 64 for adjusting slag basicity in a high-temperature state were placed in a furnace with a molten metal bath 72 and a molten slurry.
  • a stirring gas 74 is blown into the molten metal bath 72 from the bottom to stir the molten metal bath 72 and the molten slag bath 73.
  • the smelting and reducing furnace for production which supplies oxygen into the furnace by 75, is charged into the furnace from the upper part, reduced and melted, and the molten iron and slag are discharged from the taphole at the lower part of the furnace. I do.
  • carbon material is burned by oxygen introduced into the furnace from the upper part of the furnace, and the unreduced iron oxide contained in the reduced iron is reduced.
  • the generated C ⁇ gas and part of the flammable gas generated from the carbonaceous material are burned and the reduced heat, the reduced iron, the ash in the carbonaceous material and the flux are dissolved.
  • the carbon material reduces unreduced iron oxide contained in the reduced iron.
  • the flammable gas generated from the carbonaceous materials is CO, H 2 gas, etc. At this time, the heat required for the reduction of iron oxide is also supplied, and the carbon required for carburizing into the molten metal bath is also supplied.
  • coal is used as the carbonaceous material
  • quicklime, dolomite, etc. are used as the flux.
  • this smelting reduction furnace for production is not a packed bed type furnace like a blast furnace, it does not use coke and does not require strong coking coal for coke.
  • a coke oven which requires a large investment and has many environmental restrictions, is not required.
  • the waste dust generated from the smelting reduction furnace for production may be used in the system.
  • the exhaust dust 24 is charged from the upper part of the smelting reduction furnace 71 for production and used as a part of the raw material. This improves the efficiency of raw fuel use and eliminates the need for dust and other emissions outside the system, eliminating the need for disposal, which is advantageous in terms of cost and environmental conservation. It is.
  • Step (f) is a gas recovery step in which gas generated by a vertical furnace or a smelting reduction furnace for production is recovered, and part of the gas is introduced into the preliminary reduction furnace as fuel for the preliminary reduction furnace. . That is, as shown in FIG. 12 or FIG. 13, the generated gas (exhaust gas 25) is recovered after dust and the like are removed by a dust remover 70 such as a cyclone. The recovered gas is sent to the lower process as it is or used for power generation, and part of it is introduced into the rotary hearth furnace 11 (preliminary reduction furnace).
  • reduced iron can be produced by rapidly progressing the reduction of powdered iron raw material in the preliminary reduction furnace. At the same time, the reduced iron can be charged into a vertical furnace or a smelting reduction furnace for production at a high temperature and melted with high thermal efficiency to produce high quality hot metal.
  • a powdered iron raw material having the composition shown in Tables 1 to 3 and coal (pulverized coal) and bentonite (binder) as powdered solid reducing agents were prepared.
  • Table 4 shows the particle size composition of powdered iron raw materials and coal.
  • Mill scale -3mm 90mass%
  • -lmm 50mass%
  • bed-like refers to the one according to the method of the present invention
  • pellet refers to the one according to the conventional method. Meaning respectively.
  • the ⁇ pressing of the bed '' means that the raw material mixture is made approximately 35 mm in bed by a leveler before being charged into the furnace, and then the height is reduced to 20 mm by a pressure roller. It is pressed until it becomes.
  • the “average furnace temperature” refers to the bed surface (or the pellet sediment surface if pellets are used). This is the average gas temperature in the space inside the furnace after stopping the blowing of oxygen-containing gas to the furnace. As the “oxygen-containing gas” to be blown into the furnace, “air” was used.
  • burners are installed in the upper and lower stages in the high-temperature heating and reducing test furnace 7-6, and the lower burner 78 emits flammable volatile components from the solid reducing agent.
  • the air is blown to the bed 41 or the surface of the bed as an oxygen-containing gas for a certain period to burn flammable volatile components.
  • the upper burner 77 is a heating burner for maintaining the temperature in the furnace at a predetermined temperature.
  • this test furnace is of a fixed type, it is not necessary to use two stages in the case of a rotary hearth furnace, because a burner is installed in two stages above and below. One stage may be used.
  • the oxygen-containing gas blows the angle of the burner installed in the flammable volatile component generation section located downstream of the raw material charging section onto the surface of the charged bed.
  • the angle should be set at such an angle.
  • the oxygen-containing gas blown into the furnace is preheated to about 500 to 600 ° C. by exchanging heat with the exhaust gas and then blown.
  • the target value of the metallization rate was set at 92%, and the reduction time required to achieve this target value was measured.
  • the results are shown in Table 6 above.
  • the test was performed under the conditions of Case 1 first. As a result, it was confirmed that a metallization ratio of 92% could be achieved if the reduction time was about 18 minutes without pelletization. This reduction time is about 8 to 10 hours compared to the reduction time of the shaft furnace type direct reduction method using the reduced gas obtained by reforming ordinary natural gas. This indicates that it can be extremely short.
  • Case 2 was a case where water was added to the powdery raw material, and it was confirmed that uniform kneading became extremely easy with the addition of water. However, as shown in the results in Table 6, the addition of water increased the reduction time by about 3 minutes compared to Case 1. Based on these results, the amount of water added should be reduced as much as possible.However, considering the kneading stiffness, etc., the water content should be within the range where the appropriate reduction time can be secured even if water is added. I think it is OK to add Can be
  • Case 3 was obtained by adding the binder to the powdery raw material, and the result was almost the same as that of Case 2.It was confirmed that the uniform kneading was facilitated by the addition of the binder. did it.
  • the ratio of the amount of dust contained in the exhaust gas to the amount of raw material charged into the furnace was 0.5% in case 1, whereas in case 3, it was 0.5%. In this case, it was reduced to 0.3%, and it was confirmed that it was also effective in suppressing the scattering of raw materials.
  • the dust loss ratio was 0.2%, which was lower than the case 1 0.5%, confirming that it was effective in suppressing the scattering of raw materials. did.
  • Case 5 is the case where the aqueous solution of cement is sprayed on the bed surface of the raw material mixture and then the high-temperature reduction is performed. In this case, the heating time of the bed was delayed due to the effect of moisture, and the reduction time was prolonged.However, the dust loss ratio was 0.5% in Case 1 compared to 0.5%. It was reduced to 1%, and it was confirmed that it was very effective in controlling the scattering of raw materials.
  • Case 7 is a case using a conventional dry pellet. - reducing time for this is Ri Ah 1 0 minutes, c The results were almost the same as compared with the case of the case 6, a raw material mixture in the furnace during The inter head-like powdery It can be said that the method of the present invention in which charging and reduction are performed is a reduction method that is comparable to the case where agglomeration (pelleting) is used.
  • Case 8 is the case where ore B (iron oxide in the form of magnetite) shown in Table 1 was used, and the reduction time was 9 minutes, and case 6 (iron oxide). Morphology was slightly shorter than that of hematite ore A). This is because although both magnetite and reduction of hematite to metallic iron are endothermic reactions, the heat of reaction per iron atom is about 470,000 for magnetite. It is probable that the reduction in temperature in the charge bed was small due to the small kca 1 / kmo 1, and as a result, the reduction reaction was promoted.
  • Case 9 is the case where iron ore A is premixed with the dust generated in the steel mill
  • case 10 is the case where the dust and mill scale are premixed.
  • the reduction times were about 10 minutes and 9 minutes, respectively, which were almost the same as in Case 6 using iron ore.
  • the mixed raw material U in Case 10 was slightly coarse, but the reduction time did not change much because the form of iron oxide in the mixed raw material U was Fe 0, and Fe 2 O 3 was the base.
  • the reduced reduction rate is about 30%, and the amount of reduction to metallic iron can be reduced, and the reaction endothermic amount of Fe atoms from FeO to metallic iron is Fe Approximately 2 590 kcal Z kmo 1 less than in the case of 203, so the temperature drop in the charge bed was small, and as a result, the reduction reaction was accelerated. It is considered to be something.
  • Example 2 Powdered iron ore with the composition and particle size composition shown in Tables 7 to 9, coal (pulverized coal) as a powdered solid reducing agent, and coke were mixed in the proportions shown in Table 10 I prepared something.
  • Type T Fe Fe 2 0 3 Fe 3 0, FeO
  • Coal -200 mesh 75 mass%, —325 mesh :: 60 mass% Coke 10-30 mm: 30 mass%, 30-60 mm :: 70 mass% Table 10
  • a rotary hearth furnace 11 is used as a preliminary reduction furnace
  • a vertical furnace 62 is used as a production furnace
  • a raw material receiving hopper 20, a mixer 16, and a waste heat recovery heat exchanger 2 are used. It is a facility composed of 8 and others.
  • the powdered iron oxide 21 (pulverized ore), the reducing agent 22 (pulverized coal) and the binder 23 received by the raw material receiving hopper 20 are each in a predetermined amount.
  • the mixture was cut out from the hopper and charged into a mixer 16. After a small amount of water was added and mixed well, the mixture was charged into a rotary hearth furnace 11.
  • the charging to the hearth is performed using the charging device shown in Fig. 4, and the raw material mixture 40 is charged into the furnace in a powder state, and the height is substantially increased by the leveler 39. It was formed into a 35 mm bed.
  • the bead was made approximately 35 mm with a leveler 139, and then pressed with a pressure roller 142 until the height reached 20 mm.
  • the air including the air for combustion, was used for heat exchange with the exhaust gas from the rotary hearth furnace to preheat it to 600. After the generation of flammable volatile components was completed, the average gas temperature in the furnace space was set to about 1300 ° C. The target value for the metallization rate of reduced iron was 92%.
  • the reduced iron obtained in the rotary hearth furnace 11 was taken out of the furnace at about 1150 ° C, lightly coarsely pulverized, and then charged into the vertical furnace 62 from the upper part of the furnace. From the upper part of the vertical furnace 62, carbonaceous material 63 (coke) was charged together with flux 64 (limestone). The amount of limestone was adjusted so that the slag basicity was 1.25. Hot metal was discharged together with slag from a taphole provided in the lower part of the furnace.
  • Exhaust gas 25 from the vertical furnace 62 is dust-removed by a dust remover 70 (cyclone). A part of the exhaust gas is blown from a burner 19 as fuel to be used in the rotary hearth furnace 11. The rest was recovered as fuel for other facilities.
  • a dust remover 70 cyclone
  • Pulverized coal (kg / pt) 0 0 0 ⁇ U Fuel (kg / pt) 341 343 341 345 Oxygen (NmVpt) Q 1 Q 1 Air (Nm 3 / pt) 562 568 566 570 567 Air temperature (° C) 25 25 25 25 25 25 25 Hot metal temperature (° C) 1500 1500 1500 1500 1500 Hot metal [C] (%) 4.6 4.6 4.6 4.6 4.6 Hot metal [S] (%) 0.02 0.02 0.02 0.02 0.02 0.02 0.02 0.02 Slag (kg / pt) 168 168 168 168 Slag basicity (one) 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25
  • Case 1 is a test in which the raw material mixture obtained by the conventional method was pelletized.
  • the reduction time in the rotary hearth furnace was 10 minutes. This is the case where the raw material mixture is charged into the furnace in the form of a powder and formed into a bed, but the reduction time is about 18 minutes without agglomeration (pelleting). It was confirmed that reduced iron with a metallization ratio of 92% could be obtained.
  • This reduction time is compared with a reduction time of about 8 to 10 hours in a shaft furnace type direct reduction method using a reducing gas obtained by reforming ordinary natural gas. And that it can be very short.
  • Case 4 shows the case where a cement aqueous solution was sprayed on the bed surface of the raw material mixture and then the high-temperature reduction was performed. Compared with Case 2, the temperature rise of the bed was delayed due to the effect of moisture, and the reduction time was prolonged.However, the dust loss ratio decreased to 0.1% from 0.5% in Case 2. It was also confirmed that the application of the cement aqueous solution was very effective in suppressing the scattering of the raw material.
  • Powdered iron ore having the composition and particle size composition shown in Tables 7 to 9 used in Example 2 coal (pulverized coal) used as the powdered solid reducing agent, and Table 3 used in Example 1
  • a mixture was prepared by mixing the bentonite shown in Table 12 in the mixing ratio shown in Table 12 below.
  • the small hot metal production test facility shown in Fig. 13 was used.
  • a rotary hearth furnace 11 was used as a preliminary reduction furnace
  • a smelting reduction furnace 71 for production was used as a production furnace
  • a raw material receiving hopper 20, a mixer 16, and waste heat recovery were used.
  • This facility consists of heat exchangers 28.
  • the powdered iron oxide 21 (pulverized ore), the reducing agent 22 (pulverized coal) and the binder 23 received in the raw material receiving hopper 20 are cut out from each hopper by a predetermined amount.
  • the mixture was charged into a mixer 16 and a small amount of water was added to mix sufficiently. After that, the mixture was charged into a rotary hearth furnace.
  • the charging to the hearth was performed using the charging device shown in FIG. 4, and the raw material mixture 40 was charged into the furnace in a powder state, and the height was almost 3 It was formed into a 5 mm bed.
  • the bead was made approximately 35 mm with a leveler 39 and then pressed with a pressure roller 42 until the height reached 2 Omm.
  • the air including the air for combustion, is thoroughly exchanged with the exhaust gas from the rotary hearth furnace to obtain 600 Preheated to ° c.
  • the average gas temperature in the furnace space was set to about 1300 ° C.
  • the target value for the metallization rate of reduced iron was 92%.
  • the reduced iron obtained in the rotary hearth furnace 11 was taken out of the furnace at about 1150 ° C. After coarsely pulverizing lightly, it was charged into the melting reduction furnace 71 for production from the top of the furnace. . Carbon material 63 (coal) was charged together with flux 64 (limestone) from the upper part of the smelting reduction furnace 71 for production. The amount of limestone was adjusted so that the slag basicity was 1.25.
  • the molten metal was discharged together with the slag from the taphole provided at the bottom of the furnace.
  • Part of the exhaust gas 25 from the smelting reduction furnace 71 for production was used as fuel for the rotary hearth furnace 11, and the rest was recovered as fuel for other facilities.
  • Case l is a test in which the raw material mixture obtained according to the conventional method was made into pellets, and the reduction time in the rotary hearth furnace was 10 minutes.
  • Case 2 is a case where the raw material mixture is charged into a furnace in a powder state and formed into a bed, but the reduction time can be reduced without agglomeration (pelleting). It was confirmed that reduced iron with a metallization rate of 92% could be obtained in 18 minutes.
  • This reduction time is compared with the reduction time of the Shaft Furnace Direct Reduction System, which uses a reducing gas obtained by reforming ordinary natural gas, is about 8 to 10 hours. And that it can be extremely short.
  • Case 3 was a case where the apparent density was increased by pressing the bead of the raw material mixture.
  • the reduction time was reduced to 15 minutes, confirming that the pressing effect was large.
  • the reduction of the reduction time by pressing the bead reduces the contact between the particles of the raw material and the heat transfer in the bead. It is considered that this was due to an increase in the heating rate in the bed.
  • the dust loss ratio is 0.2%, which is lower than the case 2 of 0.5%, and the pressing of the bed is also effective in suppressing the scattering of the raw material. I was sure that.
  • the reduced iron obtained by the above method can be charged into a vertical furnace or a smelting reduction furnace for production at a high temperature and melted with high thermal efficiency to produce good quality hot metal.

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Description

明 細 書 - 還元鉄の製造方法及び装置 技術分野
本発明は、 粉状の酸化鉄、 例えば粉状の鉄鉱石や製鉄所で発生する鉄 分を含んだダス ト、 ス ラ ッ ジ、 ス ケ ー ル等と、 粉状の固体還元剤、 例え ば石炭、 木炭、 石油コ ー ク ス、 コーク ス等を混合 し、 塊成化する こ と な く、 粉状のま まで加熱された炉に装入 し、 高温還元して還元鉄を製造す る方法及びその際に用いる装置、 並びに こ の還元鉄を高温状態で竪型炉 又は製鍊用溶解還元炉へ装入 して溶铣を製造する方法に関する。 背景技術
近年、 電気炉によ る鋼材の製造が盛んになるにつれて、 その原料と し て用いる鉄源を鉄鉱石の固体還元によ つ て得る技術が注目 されている。 その技術の代表的な もの と しては、 粉状の鉄鉱石と、 同 じ く 粉状の固体 還元剤と を混合 して塊成化物、 いわゆる 「ペ レ ッ ト 」 と な し、 これを高 温に加熱する こ とで鉄鉱石中の酸化鉄を還元 して固体状金属鉄とする技 術がある (例えば、 米国特許第 3, 4 4 3, 9 3 1 号明細書、 特開平 7 一 2 3 8 3 0 7号公報) 。
上記米国特許第 3, 4 4 3, 9 3 1 号明細書に開示されている粉状鉄 鉱石の還元プロセスは、 概略、 次の工程からなる。
1 ) 石炭、 コー ク ス等の粉状固体還元剤と粉状の鉄鉱石と を混合 して、 生ペ レ ツ ト を作る。
2 ) こ の生ペ レ ッ ト を、 ペ レ ッ ト 内か ら発生する可燃性揮発成分が発火 しない程度の温度域に加熱して付着水分を除去する。
3 ) 得られた乾燥ペ レ ッ ト を高温に加熱して還元し、 金属化を進める。 4 ) 金属化 したペ レ ツ ト を冷却 してか ら炉外へ排 ¾する。
しか しなが ら、 上述の米国特許第 3 , 4 4 3 , 9 3 1 号明細書に開示 されている よ う な従来の還元鉄の製造方法 (便宜的に 「ペ レ ツ ト 法」 と 記す) には基本的に次のよ う な問題点がある。
1 ) 塊成化 したま までは塊成化物 (ペ レ ッ ト ) の強度がハ ン ド リ ン グに 耐え得ないので、 還元炉に装入する前にペ レ ツ ト の乾燥を行う必要があ る。 そのため機構の複雑な塊成化設備に加えて乾燥設備を も必要と し、 その運転 · 保守の費用 もかな り の もの となる。 そ して、 ペ レ ッ ト の乾燥 から還元終了までの所要時間が長 く なるので、 生産効率が低く 還元鉄の 製造コ ス ト を低く 抑え る こ とが難 しい。
2 ) 塊成化の際に所定サイ ズ以外の粒子が生成するのを避ける こ とがで きない。 そのア ンダーサイ ズはそのま ま再度混合工程へ、 また、 オーバ 一サイ ズは粉砕してから混合工程へ戻す必要があ り、 生産効率が悪い。
3 ) 製鉄所内で発生する鉄分を含むダス ト、 ス ラ ッ ジ、 ス ケール等も貴 重な鉄源であるが、 こ の製鉄所排出酸化物は、 回収されたま まの形態で は粉状物質が結合 して固ま った塊状、 あるいは ミ ルス ケールのよ う に、 ペ レ ツ ト 化する には大き過ぎる形状をな している こ とが多い。 したがつ て、 これら を粉状鉄鉱石に代えて単独で、 ま たは粉状鉄鉱石と混合 して, ペ レ ツ ト 状に塊成化する場合、 あ らか じめ所定の粒度に微粉砕する必要 があ り、 微粉砕設備が欠かせない。
ペ レ ツ ト の還元反応は温度が高いほど速く 進むので、 還元反応速度を 高めて生産性を向上させるためには、 ペ レ ツ ト の昇温速度を大き く し、 速やかに所定の温度まで到達させる こ とが肝要である。 前記の特開平 7 一 2 3 8 3 0 7号公報に提案される方法では、 ペ レ ツ ト を炉内に装入 し てから しばら く の間は装入ペ レ ッ ト の表面に酸素含有ガス を供給 して、 ペ レ ツ ト 内から発生する可燃性物質を積極的に燃焼させ、 その燃焼熱に よ っ てペ レ ツ ト の表面温度を速やかに還元適正温度にまで昇温させる こ と を特徴と している。 - しか し、 特開平 7 — 2 3 8 3 0 7号公報に開示される方法も原料の混 合、 塊成化、 乾燥という工程を経る 「ペ レ ッ ト法」 の範疇にあ り、 前記 のべ レ ッ ト 法の問題点はほとんど解決されていない。
還元鉄を製造するに当た っ ては、 炉床が水平に回転移動する加熱炉床 (以下、 「回転炉床」 という) を有する炉が注目 され、 前記の米国特許 第 3 , 4 4 3 , 9 3 1 号明細書に開示されてい る プロ セ ス で も こ の炉 (以下、 「回転炉床炉」 という) が用い られている。
こ の回転炉床炉は古く からある ロータ リ ーキル ン炉と は異な り、 設備 コ ス ト が安価であるのが特徴であるが、 一方、 炉床が水平に回転するた めに原料の装入および製品の排出に配慮が必要である。
第 1 図は、 原料の加熱を回転炉床炉を用いて行う従来の還元鉄の製造 プロセスの一例の概略図である。 図示する よ う に、 粉砕機 1 で所定の粒 度に調整 した粉鉄鉱石 3 と乾燥機 2及び粉砕機 1 で処理 した粉石炭 4 に バイ ンダーと してのベン ト ナイ ト 5 を添加 し、 混練機 6 で、 さ らに水分 7 やタ ール 8 を添加 して混合する。 こ の混合原料をペ レタ イ ザ一 9 また はダブルロール圧縮機 1 0 で塊成化 し、 回転炉床炉 1 1 の原料装入部 1 2へ移送して炉内へ装入 し、 炉床 1 3 の移動に伴っ て 1 回転させる間に 鉄鉱石中の酸化鉄を高温還元して固体状金属鉄とする。 得られた金属鉄 は排出部 1 4 から取り 出される。 符号 1 5 は排気口である。
粉状酸化鉄と粉状固体還元剤は、 必要に応じて乾燥処理、 破碎処理が 施された後、 混練処理されるが、 その際、 必要に応じてバイ ンダーと し ての水分、 タ ール、 糖蜜、 有機系樹脂、 セ メ ン ト、 ス ラ グ、 ベ ン ト ナ イ ト、 生石灰、 軽焼 ドロ マイ ト、 消石灰が添加される。
混練された原料は、 デス クペ レ夕 イ ザイ 一によ り球状のペ レ ツ ト に、 またはダブル口一ル圧縮機によ り プリ ケ ッ ト に塊成化される。 こ の場合. ペ レ ッ ト にするためには粒径が 0 . 1 m m以下の粒度の原料が適 し、 ブ リ ッ ケ 卜 には粒径が l m m以下の粒度の ものが適するので、 あ らか じめ 所定の粒度に微粉砕する必要がある。 また、 塊成化物 (上記のペ レ ツ ト、 プリ ケ ッ ト を指す) の強度を高めるため、 原料成形後に乾燥処理または 養生処理が施される場合もある。
得られた塊成化物は、 ベル ト コ ンベヤーで回転炉床炉の上部に送られ、 そこ か ら回転炉床上に幅広く 分散する よ う に装入シ ユ ー ト を用いて装入 され、 レべラーによ り な ら される。 続いて、 炉内を移動する間に加熱還 元され、 金属鉄と なる。
しか しなが ら、 上述のよ うな従来の還元鉄の製造方法には、 つぎのよ う な問題がある。 すなわち、 塊成化物は回転炉床炉に装入される ま での 間に粉化 し、 小粒径の粒度の異なる塊成化物となる と と も に粉を発生 し、 その状態で回転炉床に装入される。 そのため、 炉内に装入された発生粉 は燃焼ガス によ り飛散 し、 炉壁に溶融付着 して、 設備 ト ラ ブルの原因と なる。 また、 回転炉床に溶融付着 した り、 溶融浸食 して、 床面が荒れ、 設備 ト ラ ブルの原因と なる。
さ らには、 塊成化物の粒度が異なるため焼成にむらを生 じ、 9 2 %程 度の金属化率を有する還元鉄を製造するためには焼成時間を延長する必 要が生 じ、 還元鉄生産性が悪化する。
こ の塊成化物の粉化の悪影響を防止するため前述したバイ ンダーが添 加され、 効果を奏しているが、 粉化が完全に防止されるわけではない。 また、 有機系バイ ンダーは高価なもので、 製造コ ス ト を上昇させ、 一方、 無機系バイ ンダーは鉄分以外のス ラ グ分を含有するため還元鉄の品位を 低下させる という 欠点がある。
上記のよ う に、 従来の 「ペ レ ツ ト 法」 には多く の問題点がある。
一方、 従来、 溶銑は主に高炉法によ り製造されて きた。 高炉法は、 塊 状の鉄原料と塊状の コーク スを炉上部から装入し、 炉下部に設置された 羽口から熱風を吹き込んでコ ーク スを燃焼させて高温の還元ガスを生成 し、 鉄原料の主成分である酸化鉄を還元 し、 溶解するプロ セスである。 最近においては、 シ ャ フ ト還元炉で塊状の鉄原料を還元 して還元鉄を 製造 し、 こ の還元鉄を高温状態で炉上部か ら炭材流動層型溶解炉へ装入 して還元と溶解を行い、 溶銑を製造する方法が開発され、 すでに実用化 されている。
また、 粉鉄鉱石か ら直接溶銑を製造する方法と して も、 種々 の方法が 開発されている。 例えば、 特公平 3 — 6 0 8 8 3号公報には、 微粉鉄鉱 石と微粉炭素質材と を塊成化し、 こ の塊成化物を回転炉床炉で予備還元 し、 1 0 0 0 °C以上の温度で排出させ、 炉内に溶融金属浴を有する製鍊 炉内の浴の表面下に前記微粉炭素質材を導入する と と も に こ の製鍊炉内 で前記予備還元 した塊成化物を還元 · 溶解する方法が開示されている。 なお、 こ の と き製鍊炉か ら排出される排ガス は、 回収され、 予備還元用 燃料と して回転炉床炉へ導入される。
しか しながら、 これらの従来技術には次のよ う な欠点がある。
まず、 高炉法においては、 塊状の鉄原料およびコ ーク ス を必要とする という 欠点がある。 高炉法では、 石炭を コ一ク ス炉で乾留 して コ 一 ク ス 化 し、 篩い分け した後の塊状の コ ーク スが使用されるが、 こ の高炉法に おいては、 コーク ス用強粘結炭は資源的にみて遍在 している こ と に加え、 コーク ス炉リ プ レース時の巨額な投資負担およびコーク ス炉が原因とな つ て発生する公害の防止が大きな課題と な っ ている。 一方、 鉄原料につ いて も、 塊鉱石を使用する場合を除いて、 粉鉱石を塊状化 し、 ペ レ ッ ト あるいは焼結鉱に して使用せざる を得ない。 しか し、 塊鉱石の供給が非 常にタ イ ト である こ と、 ペ レ ッ ト価格が高価である こ と から、 我が国に おいては焼結鉱の使用が主流と な っ てお り、 焼結鉱製造時における公害 防止対策が大きな課題である。
シ ャ フ ト還元炉によ り溶銑を製造する方法においては、 コ一ク スを必 要と しないが、 鉄原料と して高炉法の場合と同様に塊状のものを必要と する という 問題がある。 - ま た、 特公平 3 — 6 0 8 8 3号公報に記載される方法は優れた方法で ある力 、 粉状の酸化鉄と粉状の固体還元剤を混合 した後、 還元炉へ装入 する前に塊成化する必要がある と いう短所を有している。
塊成化にあた っ ては、 前述したよ う に、 所定のサイ ズ以外の粒子の生 成が避け られず、 ア ンダーサイ ズの粒子はそのま ま混合工程へ、 オーバ —サイ ズの粒子は粉砕してから混合工程へ戻す必要があ り、 効率が悪い。 また、 塊成化 したま までは強度が弱 く、 ノヽン ド リ ングに耐えないため、 還元炉内へ装入する前に塊成化物を乾燥する必要があ り、 そのため、 塊 成化設備に加えて乾燥用設備を要 し、 かつその運転および保守費用 も必 要で、 還元鉄の製造コ ス ト が上昇する。 しかも、 還元時間に比較する と 塊成化およびその乾燥に要する時間は相対的に長 く、 プラ ン ト 全体の効 率が阻害される。
ま た、 製鉄所で発生するダス ト、 ス ラ ッ ジ、 ス ケール等の酸化物を単 独であるいは鉄鉱石と混合 して使用する場合、 これら酸化物の回収形態 力; "粉状物質が結合 して固ま っ た塊状" あるいは ミ ルスケールのよ う に "ペ レ ツ ト 化する には大きすぎる形状" をな している こ とが多い こ とか ら、 あ らか じめ所定の粒度に微粉砕 して置く 必要がある。 そのため、 微 粉砕設備が欠かせないという問題もある。
本発明は、 従来の 「ペ レ ッ ト法」 に代わる簡略な方法で安価に還元鉄 を製造する方法及びそのための装置を提供する こ と、 並びに得られた還 元鉄を用いて簡略な工程で効率よ く 安価に良質の溶銑を製造する方法を 提供する こ と を課題と してなされた ものである。 発明の開示
本発明では、 従来、 原料の予備還元には必須と考え られて きた原燃料 の塊成化工程 (ペ レ ツ ト 化等、 塊状化する工程) と乾燥工程を省略した, すなわち、 粉状の鉄原料と粉状の固体還元剤を混-合 した後、 塊成化せず、 粉状のま まで 1 2 0 0 °C以上に加熱 した炉内へ装入 して酸化鉄を還元す る こ と を特徴と してい る。
本発明の要旨は、 下記 ( 1 ) 及び ( 2 ) の還元鉄の製造方法、 ( 3 ) のそのための装置、 並びに (4 ) 及び ( 5 ) の溶銑の製造方法にある。
( 1 ) 下記 ( a ) 〜 ( c ) の工程で構成される粉状酸化鉄からの還元鉄 の製造方法。
( a ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合 して原料混合物を得る混合 工程、
( b ) 前記混合物を粉状のま ま還元炉内へ装入 して、 炉床上にほぼ均 一な厚さのべッ ドを形成する工程、
( c ) 炉内へ燃料と酸素含有ガス を吹き込んで、 その燃料と前記固体 還元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固体還元剤に よ り還元さ れて発生する C Oガス と を燃焼させ、 炉内温度を 1 1 0 0 °C以上に維持 して前記酸化鉄を還元する還元工程。
( 2 ) 下記 ( a ) 〜 ( d ) の工程で構成される粉状酸化鉄からの還元鉄 の製造方法。
( a ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合 して原料混合物を得る混合 工程、
( b ) 前記混合物を粉状のま ま還元炉内へ装入 して、 炉床上にほぼ均 一な厚さのべッ ドを形成する工程、
( c ) そのべッ ドを押圧 して原料混合物の見掛け密度を上昇させるェ 程、
( d ) 炉内へ燃料と酸素含有ガス を吹き込んで、 その燃料と前記固体 還元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固体還元剤によ り還元さ れて発生する C Oガス と を燃焼させ、 炉内温度を 1 1 0 0 °C以上に維持 して、 前記酸化鉄を還元する還元工程。 ( 3 ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合する混合機と、 混合 して得ら れた原料混合物を粉状のま ま還元炉内へ装入 して炉床上にほぼ均一な厚 さのべ ッ ドを形成する装入装置と、 炉内へ装入された混合物中の酸化鉄 を還元する還元炉を有 し、 還元炉が、 前記混合物の装入口、 酸化鉄を加 熱還元 して得られる還元鉄の排出 口及び炉内で発生する ガス の排気口 を 備え る炉体と、 炉内に設け られた水平に回転移動する炉床と、 炉内へ燃 料と酸素含有ガス を吹き込んで燃料を燃焼させるパーナ一を有する回転 炉床炉である上記 ( 1 ) に記載の方法を実施するための還元鉄の製造装 置。
更に、 炉内へ装入された原料混合物のべ ッ ドを押圧 して原料混合物の 見掛け密度を上昇させる手段を有する装置を用いれば、 上記 ( 2 ) に記 載の方法を実施する こ とができる。
( 4 ) 下記 ( a ) 〜 ( f ) の工程で構成される粉状酸化鉄からの溶銑の 製造方法。
( a ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合 して原料混合物を得る混合 工程、
( b ) 前記混合物を粉状のま ま予備還元炉内へ装入 して、 炉床上にほ ぼ均一な厚さのべ ッ ドを形成する工程、
( c ) 炉内へ燃料と酸素含有ガス を吹き込んで、 その燃料と前記固体 還元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固体還元剤によ り還元さ れて発生する C O ガス と を燃焼させ、 炉内温度を 1 1 0 0 °C以上になる よう に維持して、 前記酸化鉄を還元する予備還元工程、
( d ) 前記予備還元工程で得られた還元鉄を、 前記予備還元炉から 5 0 0 °c以上の温度で排出させる排出工程、
( e ) 前記排出工程で排出 した高温状態の還元鉄と、 塊粒状の炭材と フ ラ ッ ク ス を、 炉内に炭材の充塡層を有 し、 炉下部に設置された羽口か ら酸素含有ガスを吹き込み羽口前の炭材を燃焼させて高温の還元ガスを 発生させる竪型炉へその炉上部から装入 し、 還元と溶解を行い、 溶銑と 溶滓を炉下部出銑口から排出する還元 · 溶解工程、
( f ) 竪型炉の生成ガス を回収する と と も に、 その一部を予備還元用 燃料と して前記予備還元炉へ導入する ガス回収工程。
( 5 ) 下記 ( a ) 〜 ( f ) の工程で構成される粉状酸化鉄からの溶銑の 製造方法。
( a ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合 して原料混合物を得る混合 工程、
( b ) 前記混合物を粉状のま ま予備還元炉内へ装入 して、 炉床上にほ ぼ均一な厚さのべ ッ ドを形成する工程、
( c ) 炉内へ燃料と酸素含有ガス を吹き込んで、 その燃料と前記固体 還元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固体還元剤によ り還元さ れて発生する C O ガス と を燃焼させ、 炉内温度を 1 1 0 0 °C以上になる よ う に維持 して、 前記酸化鉄を還元する予備還元工程、
( d ) 前記予備還元工程で得られた還元鉄を、 前記予備還元炉から 5 0 0 °c以上の温度で排出させる排出工程、
( e ) 前記排出工程で排出 した高温状態の還元鉄と炭材と フ ラ ッ ク ス を、 炉内に溶融金属浴と溶融ス ラ グ浴と を有 し、 底部か ら撹拌用ガス を 溶融金属浴内へ吹き込んで溶融金属浴と溶融スラ グ浴を撹拌 し、 上部か ら酸素を炉内へ供給する精練用溶解還元炉へその炉上部か ら装入 し、 還 元と溶解を行い、 溶銑と溶滓を炉下部出銑口から排出する還元 · 溶解ェ 程、
( f ) 精練用溶解還元炉の生成ガス を回収する と と も に、 その一部を 予備還元用燃料と して前記予備還元炉へ導入する ガス回収工程。
なお、 上記 ( 4 ) 又は ( 5 ) の溶銑の製造方法において、 上記 ( 2 ) に記載の方法、 すなわち、 炉内へ装入された原料混合物のベッ ドを押圧 して原料混合物の見掛け密度を上昇させた後、 高温還元する方法によ り 還元鉄を製造し、 その還元鉄を竪型炉又は精鍊甩溶解還元炉へ装入する 方法を採用 して も よい。 図面の簡単な説明
第 1 図は従来の還元鉄の製造プロ セ ス の一例の概略図である。
第 2 図は本発明の還元鉄の製造装置と こ の装置を用いる還元鉄の概略 の製造工程を示す図である。
第 3 図は回転炉床炉の縱断面図で、 炉床の進行方向に対 して垂直な面 を示す図である。
第 4 図は本発明で用いる還元鉄製造原料の装入装置の一例の要部の構 成を示す図である。
第 5 図は従来のス ク リ ュ 一フ ィ ーダ一によ る還元鉄の排出方法の説明 図である。
第 6 図は本発明で用いる還元鉄の排出方法の説明図である。
第 7 図は本発明で用いる炉床に残留する還元鉄粉の除去方法の一例の 説明図である。
第 8 図は本発明で用いる炉床に残留する還元鉄粉の除去方法の他の例 の説明図である。
第 9 図は本発明で用いる炉床に残留する還元鉄粉及び固着物の除去方 法の一例の説明図である。
第 1 0図は本発明で用いる炉床に残留する還元鉄粉の除去方法の更に 他の例の説明図である。
第 1 1 図は本発明で用いる還元鉄粉の炉床上での残留防止方法の一例 の説明図である。
第 1 2 図は竪型炉を用いる溶銑の製造工程の概略と使用する設備の一 例を示す図である。
第 1 3図は製鍊用溶解還元炉を用いる溶銑の製造工程の概略と使用す る設備の一例を示す図である。 - 第 1 4 図は実施例で用いた高温加熱還元試験炉の説明図である。 発明を実施するための最良の形態
本発明の還元鉄の製造方法とそのための装置、 及び溶銑の製造方法に ついて、 以下に詳細に説明する。
本発明 (上記 ( 1 ) 及び ( 2 ) の発明) の還元鉄の製造方法は、 酸化 鉄を高温還元する に当た り、 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤の混合物を粉 状のま ま還元炉内へ装入 して、 炉床上にほぼ均一な厚さ のべ ッ ドを形成 し、 又は更にそのべ ッ ドを押圧 して原料混合物の見掛け密度を上昇させ、 炉内へ燃料と酸素含有ガス を吹き込んで、 その燃料と固体還元剤から発 生する可燃性揮発成分 (V M ) と酸化鉄が固体還元剤によ り還元されて 発生する C O ガス と を燃焼させ、 炉内の温度が 1 1 0 0 °C以上になる よ う に維持して、 粉状の酸化鉄を還元する方法である。 なお、 上記 ( 1 ) の発明は、 べ ッ ドの押圧を行わずに酸化鉄を還元する方法であ り、 ( 2 ) の発明は、 べ ッ ドの押圧を行っ た後に還元する方法である。
こ こ で、 「粉状酸化鉄」 とは、 酸化鉄が主成分の粉状の鉄原料であ り、 具体的には、 前述 した粉状の鉄鉱石や製鉄所で発生する鉄分を含んだダ ス ト、 ス ラ ッ ジ、 ス ケール等をいう。 これらを単独で、 又は 2種以上の 混合物の状態で使用する こ とができ る。
「粉状固体還元剤」 とは、 石炭、 木炭、 石油コ ー ク ス、 コー ク ス等の、 主に炭素を含む固体物質の粉末である。 これら も、 単独で、 又は 2種以 上組み合わせて使用する こ とができ る。
また、 「均一な厚さ」 と は、 必ず し も厳密な意味での均一厚さ を指す ものではない。 従っ て、 「ほぼ均一な厚さのベッ ド」 と は、 実際上の不 都合を来さずに還元が均等に進行する程度の "極端な レベルの違いがな い厚さ " を意味する。 本発明で使用する還元炉の形式に特に制約はないが、 前記の図 1 に示 した回転炉床炉、 すなわち水平に回転移動する加熱炉床 (回転炉床) を 有する還元炉が連続作業が可能と なるので推奨される。
本発明の還元鉄の製造方法では、 先ず、 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤 を混合 して混合物 (原料混合物) を得る。
使用する原料に含まれている水分等の条件によ っ ては、 粉状酸化鉄と 粉状固体還元剤と を混合する際、 若干の水、 バイ ンダー (ベン ト ナイ ト、 石灰、 有機系結合剤等) のいずれか一方あるいは両方を添加 して も よい。 これによ つ て、 均一かつ迅速に混合 しやす く なる と と も に回転炉床上に ほぼ均一な厚さ のベッ ドを形成しやす く なる。 また、 水やバイ ンダー添 加はベ ッ ド表面からの微粉の飛散防止に効果的である。
また、 還元鉄に含まれる ス ラ グ成分の塩基度を調整するために、 石灰 (生石灰、 石灰石等) を添加 して も よい。 これによ つ て、 還元炉の排ガ ス中に含まれる硫黄 ( S ) 濃度を低下でき る。 なお、 石灰石を使用する 場合、 石灰石の分解に伴う吸熱を還元炉内での焼成時に補え るので、 製 鍊炉での燃料原単位が向上する。
本発明においては、 原料混合物を塊成化する必要がないので、 スケー ルなどは粗粉砕するだけで使用する こ とができ、 微粉砕は不要である。 また、 亜鉛 ( Z n ) 等を含むダス ト を原料に使用 した場合は、 製品の 還元鉄に Z nが残留 し、 製品価値が低下する こ とが懸念されるが、 本発 明の方法では炉内が高温のため Z nのよ う な低沸点金属は蒸発 して排ガ ス と と もに炉外へ排出される。 したがって、 これら低沸点金属の製品還 元鉄中への残留量を低下させ、 製品品位を高める こ とができる と と も に, 集塵設備で捕集されるダス ト にはこれら低沸点金属が濃縮されるので、 これを回収 し利用する こ とが可能である。
次いで、 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤の混合物をそのま ま (粉状の混 合物のま ま) 還元炉内へ装入して、 炉床上にほぼ均一な厚さのべ ッ ドを 形成する。 こ の よ う なべ ッ ドを形成する には、 例-えば、 後述する第 4 図 に示すよ う に、 原料混合物 4 0 を原料装入口 3 8 か ら回転炉床 1 3 を形 成する台車上に装入 した後、 レべラー 3 9 を通過させればよい。 レベラ 一 3 9 の炉床からの高さ を調節する こ と によ り べ ッ ド 4 1 の厚さ を容易 に所望の厚さ とする こ とができる。
一方、 炉床上に単にべッ ドを形成する のみでは、 べ ッ ドの形成条件に よ っ ては、 べッ ド内に空隙が多く、 受熱面であるべ ッ ド表面からべッ ド の深部 (底部) への伝熱が遅れ、 その結果、 ベッ ドの深部における還元 が遅れる場合がある。 また、 燃焼ガス に よ り べッ ド表面の微粉が飛散 し、 燃焼排ガス と と も に炉外へ持ち出される という問題が生 じる場合もある。
こ の問題を解決するためには、 炉床上にベ ッ ドを形成 した後、 そのべ ッ ドを押圧 して原料混合物の見掛け密度を上昇させる工程を加え るのが 効果的である。
例えば、 後述する第 4 図に示すよ う に、 レべラー 3 9 を使用 して原料 混合物 4 0 をほぼ均一な厚さのべッ ド状にする際に、 塡圧ローラ 4 2等 を使用 してべ ッ ド 4 1 を押圧する こ とが極めて有効である。 すなわち、 押圧によ り べ ッ ド内の空隙が減少 して粒子同士が密着するので、 べ ッ ド からの微粒子の飛散が防止される と と も に、 べッ ド内の伝熱が促進され、 その結果、 還元が促進される。 また、 酸化鉄と固体還元剤との接触が良 好になる こ と も還元促進に寄与する と考え られる。
微粒子の飛散をよ り効果的に防止するためには、 べッ ドを形成 した後 に、 又はそのべッ ドを押圧 して原料混合物の見掛け密度を上昇させた後 に、 ベッ ド上にセ メ ン ト 含有液を散布するのが有効である。 例えば、 第 4 図に示すよ う に、 セメ ン 卜 の水溶液であるセメ ン ト ミ ルク を ノ ズル 4 3 からべッ ド 4 1 表面に散布すればよい。
続いて、 炉内へ燃料と酸素含有ガス を吹き込んで、 その燃料と固体還 元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固体還元剤によ り還元され て発生する c 〇 ガス と を燃焼させ、 炉内の温度が 1 0 0 °c以上になる よ う に維持 して、 ベ ッ ド中の酸化鉄を還元 して還元鉄を製造する。 なお、 前記のべッ ド と は、 レべラーを使用 して形成 した炉床上にべ ッ ド、 又は そのべ ッ ドを更に押圧 して原料混合物の見掛け密度を上昇させたべッ ド である。
燃料と しては、 天然ガス、 重油等の通常使用されている燃料を用いる。 後工程の製鍊炉 (竪型炉、 製鍊用溶解還元炉) か ら可燃性のガスが排ガ ス と して排出されるので、 これを使用 して も よい。
酸素含有ガス と しては、 空気または酸素濃度が空気と同等あるいは空 気組成よ り も若干富に調整されたガス を使用するのがよい。
上記の酸化鉄の還元の際、 炉内の燃焼ガスあるいは燃焼用空気などに よ り、 酸化鉄の還元の遅れあるいは酸化鉄が還元されて生成 した還元鉄 の再酸化が懸念される力^ これについては以下のよ う に考え る こ とがで き る。 すなわち、 固体還元剤か ら可燃性揮発成分が発生する期間及び還 元が進行して還元生成物である C 〇 ガスが発生する期間においては、 ベ ッ ド表面は可燃性揮発成分あるいは還元生成 C 0 ガス によ り覆われてい るので、 生成 した還元鉄が再酸化される こ と はない。 還元が終了に近づ き、 C 0 ガス の発生速度が低下する期間においては、 バーナーか ら供給 する燃料量と燃焼用空気量の比を調整 して、 燃焼ガス中の C O ガス と C 〇 2 ガスの比が金属鉄が酸化 しない範囲になる よ う に調整すればよい c 従っ て、 本発明の方法によれば、 原料混合物のベッ ドの上に更に固体 還元剤のべッ ドを載置する必要はな く、 装入設備の簡素化を図る こ とが でき る。
高温還元を行う ための炉内温度は、 1 1 0 0 °C以上とする。 1 1 0 0 °cを下回る温度域でも還元は進行する力 こ のよ う な温度域では還元速 度が遅く て工業生産には好ま し く ない。 酸化鉄の還元中は吸熱反応によ つ て原料混合物のベ ッ ド (以下、 装入物ベッ ドと もいう) の温度が炉内 の温度よ り も低 く なるから、 十分に速い還元速度を得るためには炉内温 度を 1 2 0 0 〜 1 4 0 0 °C程度に維持する こ とが望ま しい。
ただ、 この温度は還元の進行状況、 使用する粉状の酸化鉄および固体 還元剤の性状や混合割合等によ り調整されるべき性質の ものである。 す なわち、 原料の炉内装入後間もない期間では、 装入物の温度が低いので 炉内温度を高めに保持 して装入物の昇温を図る よ う にする方が還元の促 進には有利である。 また、 原料である鉱石中の脈石や石炭中の灰分の組 成によ つ てはそれらの融点が変化するので、 それに応 じて炉内温度を制 御し、 還元進行中に溶解 して流れ出さ ないよ う に留意すべきである。 た だ し、 装入物内における適度な量の融液の生成は、 伝熱、 反応促進の両 面で良好な結果を もた らすので、 積極的に活用すべきである。
酸化鉄を高温で還元する に当た り、 還元に要する時間を短縮するため には、 装入物べ ッ ドの温度を還元適正温度まで速やかに昇温する こ とが 望ま しい。 そのためには、 装入物ベ ッ ドの加熟に当た り、 装入物ベッ ド 中の固体還元剤から発生する可燃性揮発成分の発生がほぼ終了する まで は酸素含有ガス を装入物ベ ッ ド表面へ供給 して可燃性揮発成分をその表 面で燃焼させ、 可燃性揮発成分の発生が終了 した後は、 炉内温度が 1 1 0 0 °C以上になる よ う に、 望ま し く は 1 2 0 0 〜 1 4 0 0 °C以上になる よう に加熱すればよい。
また、 還元炉内で還元鉄が炉床に固着するのを防止するために、 還元 炉の炉床上に粉状の固体還元剤を薄く 敷き、 その上に装入物べッ ドを形 成する方法を採用 して も よい。
上述 したよ う に、 本発明 (前記 ( 1 ) 及び ( 2 ) の発明) の還元鉄の 製造方法は、 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を単に混合 して粉状のまま加 熱された還元炉内の炉床上に装入 し、 高温加熱還元 して還元鉄を製造す る方法である。 すなわち、 従来採用されている塊成化 (ペ レ ツ ト 化) 及 び乾燥の工程を省略する こ とを基本思想とする もので、 次のよ う な顕著 な効果が得られる。 -
① 還元処理に供する原料を塊成化する従来法のよ う に鉄鉱石等の粉状 酸化鉄や固体還元剤の粒子サイ ズをそろえ る必要がない。 また、 製鉄所 排出酸化物 (ス ケール等) を原料と して使用する場合でも、 単に粗粉砕 するのみで使用に供する こ とができ、 従来法で行われる微粉砕は不要で ある。
② 従来法で行われる塊成化工程では少なからぬ時間がかかるが、 本発 明の方法では粉状原料を単に混合 してそのま ま還元炉の炉床上に装入す るだけでよいので、 処理時間は極めて短く、 プラ ン ト の稼働効率が向上 する上に運転 · 保守も容易である。
③ ペ レ ッ ト は塊成化 したままでは強度が不足するので、 ノヽ ン ド リ ング 時の崩壊を防止するために乾燥 して強度を増加させる必要があるが、 本 発明の方法では原料混合物を粉状のま ま還元炉内へ装入 して、 炉床上に ほぼ均一な厚さ のべ ッ ドを形成するので、 乾燥工程を必要と しない。
④ すなわち、 本発明の方法では、 従来法で行われる原料の調整 (微粉 砕、 粒度調整) 、 塊成化 (ペ レ ッ ト 化) 工程、 乾燥工程を省略する こ と ができ、 製造能率の大幅な向上、 還元鉄製造コ ス ト の大幅な低減が可能 となる。
⑤ Z n を含むダス ト を原料に使用 した場合には製品の還元鉄に Z nが 残留 して製品価値が低下する こ とが懸念されるが、 本発明の方法では、 炉内が高温のために Z nのよう な低沸点金属は蒸発して排ガス と と も に 炉外へ排出されるので、 これら低沸点金属の製品還元鉄中への残留量を 低下する こ とができ、 製品品位を上げる こ とができ る。 更に、 集塵設備 で捕集される ダス ト にはこれら低沸点金属が濃縮されるため、 これを回 収し利用する こ とが可能である。
本発明 (前記 ( 3 ) の発明) の還元鉄の製造装置は、 上記 ( 1 ) の発 明の方法を実施するための装置である。 こ の装置は、 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混^するための混合機と、 混合 して得られた原料混合物を粉状のま ま還元炉内へ装入 して炉床上に ほぼ均一な厚さ のべ ッ ドを形成する装入装置と、 炉内へ装入された粉状 の原料混合物中の酸化鉄を還元する回転炉床炉を有 している。 回転炉床 炉は、 原料混合物の装入口、 酸化鉄を加熱還元して得られる還元鉄の排 出口及び炉内で発生する ガスの排気口 を備え る炉体と、 炉内に設けられ た水平に回転移動する炉床と、 炉内へ燃料と酸素含有ガス を吹き込んで 燃料を燃焼させるバーナーを有 している。
第 2 図〜第 4 図は、 上記 ( 3 ) の還元鉄の製造装置を説明するための 図である。 第 2 図は装置の全体を模式的に示すと と も に概略の製造工程 を示す図で、 破線で囲んだ部分が本発明の装置を表す。 第 3 図は回転炉 床炉の断面図で、 炉床の進行方向に対 して垂直な面を表す。 ま た、 第 4 図は装入装置の一例の要部の概略を示す縦断面図で、 炉床の進行方向に 対して平行な面を表している。
第 2 図に示すよ う に、 本発明の還元鉄の製造装置は、 粉状酸化鉄と粉 状固体還元剤を混合するための混合機 1 6 と、 図示していない装入装置
(第 4 図に示すよ う に、 回転炉床炉 1 1 の上方に設け られている) と、 回転炉床炉 1 1 を有 してお り、 回転炉床炉には、 原料混合物の装入口 1 7 (第 4 図参照) 、 還元鉄の排出口 1 8、 炉内で発生する ガス (廃ガス) の排気口 1 5、 及び炉内へ燃料と酸素含有ガスを吹き込んで燃料を燃焼 させるバ一ナ一 1 9 が取り 付けられている。
図示 した例では、 原料受け入れホ ッ パー 2 0から粉状酸化鉄 (粉鉱石) 2 1 と粉状固体還元剤 2 2 の他に、 バイ ンダー 2 3 とダス ト 2 4 が混合 機 1 6 へ送られ、 混合される。 燃料と しては、 発電等に用いられる製鍊 炉の排ガス 2 5 の一部が使用されている。 酸素含有ガス と しては、 排気 口 1 5 から排出される ガス (廃ガス) を廃ガス燃焼装置 2 6 で燃焼させ、 発生する熱によ り予熱された空気 2 7 が用い られている。 廃ガスは熱交 換機 2 8 を通過した後、 除塵装置 2 9 及び脱硫装置 3 0 を経て大気中へ 放出される。 符号 3 1 、 3 2 はブロ ワ一である。
第 3 図に示すよ う に、 回転炉床炉の外郭は炉体 3 3 で、 その内側に水 平に回転移動する炉床 (回転炉床) 1 3 が設けられている。 炉床 1 3 の 下側に レール 3 4 が取り 付けられてお り、 固定された車輪 3 5 を駆動装 置 3 6 によ っ て駆動させる こ と によ り、 炉床 1 3 は一定速度で回転する。 なお、 炉内はシール水 3 7 によ っ て シールされている。 炉床 1 3上に装 入された原料混合物のべ ッ ド 4 1 はバーナー 1 9 から吹き込まれる燃料 の燃焼熱によ り還元される。
第 4 図に例示 した装入装置は、 原料装入口 3 8 と レべラー 3 9 を備え、 回転炉床炉 1 1 の装入口 1 7 に取り 付け られている。 原料混合物 4 0 は 粉状のま ま原料装入口 3 8 から炉内に装入され、 レベラ一 3 9 を通過す る間にその厚さが調節され、 炉床 1 3 を形成する台車上にほぼ均一な厚 さのベ ッ ド 4 1 が形成される。
第 4 図には、 原料混合物のべ ッ ド 4 1 を押圧するための手段と しての 塡圧ローラ一 4 2 が取り 付けられている。 こ の塡庄ローラー 4 2 を備え た装置を用いれば、 炉床上に形成された原料混合物のべ ッ ド 4 1 を塡圧 ローラー 4 2 で押圧 して原料混合物の見掛け密度を上昇させる工程を含 む上記 ( 2 ) の発明の方法を実施する こ とができ る。
更に、 第 4図にはセメ ン ト含有液を散布するためのノ ズル 4 3 が取り 付けられている。 こ のノ ズル 4 3 を用いて、 前述 したよ う に、 ベ ッ ドを 形成した後又はべッ ド 4 1 を押圧 して原料混合物の見掛け密度を上昇さ せた後に、 べッ ド上にセメ ン ト ミ ルク等を散布する こ とができる。
上記の還元鉄の製造装置によ り還元鉄を製造するに当た り、 得られた 還元鉄を炉床外へ排出 し、 あるいは排出されず炉床に残留する粉状の還 元鉄を除去 して炉床を常に清浄に維持するなどのために、 種々 の方法及 び装置が適用でき る。 以下に具体的に説明する。 従来、 還元鉄の製造は、 炉内温度が 1 1 0 0〜 3 0 0 でに維持され た回転炉床炉の炉床上に塊成化物 (ペ レ ッ ト ) を 1 0〜 2 0 m mの薄い 厚みで敷き、 主に炉内壁からの輻射熱で 9 0 0 °C以上に昇温し、 炉床が 1 回転する間に所定の金属化率に達する よ う に炉床の回転速度を調整 し つつ還元焼結させ、 排出部からス ク リ ュ 一 フ ィ ーダに よ り 排出する こ と によ り行われている。
第 5 図は、 従来、 排鉱装置と して用い られている ス ク リ ュ ー フ ィ ーダ —に よ る還元鉄の排出方法の説明図で、 ( a ) は回転炉床の上面図、 ( b ) は排出部の近傍の縦断面図である。 図示する よ う に、 原料装入部 1 2 か ら回転炉床 1 3上に装入された原料混合物 4 0 は炉床 1 3 の回転 に伴っ て 1 回転する間に原料中の酸化鉄が高温還元され、 還元鉄と して 製品排出部 1 4 か ら ス ク リ ユーフ ィ ーダ一 4 4 によ り排出される。 排出 は、 還元鉄がス ク リ ュ ーフ ィ ーダ一 4 4 に到達した後、 ス ク リ ユ ーの回 転に よ り炉床 1 3 の移動方向と直交する方向 (図中に 白ぬき矢印で表示) に移動 し、 炉床 1 3 の外周側へ排出される こ と に よ り行われる。 なお、 ス ク リ ュ 一フ ィ ーダー 4 4 のす ぐ後には還元鉄を蓄積させるためのス ト ッ パーフ ェ ンス 4 5 が設置されている。 また、 図示 した例では、 炉床 1 3 の下側に レール 3 4 が取 り付け られてお り、 固定された車輪 3 5 を駆 動させる こ と によ って炉床 1 3 は一定速度で回転する。 炉内はシール水 3 7 に よ っ て シールされている。
しか し、 ス ク リ ユーによ り還元鉄が炉床の外周側へ到達 して排出され るまでには時間を要するため、 ス ク リ ユーフ ィ 一ダ一の前では還元鉄の 滞留量が多く なる。 特に、 炉床の内周側の端部付近にある還元鉄は、 内 周側か ら外周側まで長い距離を移動 しなければな らないだけでな く、 外 周側に到達する までの間に炉床の他の部分にある還元鉄と混合される こ と によ っ て さ らに滞留を余儀な く され、 長い時間炉内に滞留する こ と と なる。 こ の よ う な問題を解決するためには、 回転炉床—炉内で焼成 して得られ た還元鉄を素早く 炉外へ排出する こ とが必要であるが、 以下に述べるい く つかの方法を採用する こ とができ る。
例えば、 粉状酸化鉄を回転炉床を有する還元炉で還元して得られる還 元鉄を炉床の移動方向と直角の方向に往復移動する押 し出 し装置によ り 排出する方法を採用 して還元鉄の製造を行っ ても よい。
第 6図の ( a ) および ( b ) はこ の方法の一例の説明図で、 押 し出 し 装置と してプッ シ ヤ ーを用いる場合である。 ( a ) は概略平面図、 ( b ) は ( a ) の A _ A矢視図である。 図示する よ う に、 押 し出 し装置と して、 回転炉床炉の排出部の炉床 1 3の内周側 (炉床外) に、 炉床 1 3の移動 方向 と直角の方向に往復移動する板状のプッ シ ヤ ー 4 6が設置されてい る。
炉床 1 3の回転に伴っ て排出部へ移動 して く る還元鉄は、 プッ シ ヤ ー 4 6の矢印方向への移動に よ り炉床 1 3の外周側か ら炉床外へ押 し出さ れ、 排出シ ュ ー ト 4 7 を介 して排出される。 図示した例では、 破線で示 したプッ シ ャ 一 4 6の移動範囲に沿っ てその下流側 (炉床の移動方向側) に ス ト ッ ノ、°— フ ェ ン ス 4 5が取り付け られてお り、 プッ シ ャ 一 4 6は こ のフ ェ ンス 4 5に沿っ て移動するので、 還元鉄 5 0は残らず確実に排出 される。 なお、 炉床 1 3の外周部まで移動 したプッ シ ヤ ー 4 6は直ちに 元の位置へ戻 り、 次の排出のため再び矢印方向へ移動する。
還元鉄を、 上記のよ う な押し出 し装置によ り排出するのではな く、 炉 床の幅方向の中央を起点と して炉床の移動方向に向けて V字状に広がる 排出ガイ ドフ X ン ス に沿っ て炉床の両側に排出する方法を採用 して還元 鉄の製造を行っ て も よい。
第 6図の ( c ) および ( d ) は こ の方法の一例の説明図で、 ( c ) は 概略平面図、 ( d ) は ( c ) の B— B矢視図である。 図示する よう に、 回転炉床炉の排出部の炉床 1 3上に、 炉床 1 3の幅方向の中央を起点と して炉床 1 3 の移動方向 (下流側) に向かっ て V字状に広がる排出ガイ ドフ ェ ンス 4 8 が設置されている。 こ の場合は、 その広が り の角度は炉 床 1 3 の移動方向に対 して両側にそれぞれ約 4 5度である。
炉床 1 3 の回転に伴っ て排出部へ移動 して く る還元鉄は、 排出ガイ ド フ ェ ン ス 4 8 に到達する と、 こ の ガイ ド フ ヱ ンス 4 8 に沿っ て左右に分 けられ、 炉床 1 3 の両側に設置された排出シ ュー ト 4 7 へと導かれる。 図示 した例では、 こ のガイ ドフ ン ス 4 8 の手前 (上流側) に これと平 行して補助ガイ ドフ ェ ンス 4 9 が取り 付け られているので、 排出流れが よ く、 還元鉄 5 0 は滞留せずに円滑に排出される。
排出ガイ ド フ ェ ン ス の設置角度は特に限定されないが、 還元鉄を炉床 上に滞留させず、 しかも、 素早く 炉外へ排出するためには、 図示したよ う に、 炉床の移動方向に対 して両側にそれぞれ約 4 5度の角度で設置す るのが望ま しい。
排出ガイ ド フ ヱ ン ス の高さは、 こ の フ ェ ンス に到達 した還元鉄が排出 シ ユ ー ト へ導かれる までの間に フ I ンス を超え る こ とがない程度以上の 高さであればよい。
これらの方法に よれば、 回転炉床炉内で焼成して得られた還元鉄を素 早く 炉外へ排出する こ とができ、 その結果、 前述した還元鉄の再酸化に よ る金属化率の低下を防ぎ、 また、 再酸化を防止するための冷却装置の 設置による炉床上の加熱面積の減少を避けて還元鉄の生産率を維持する こ とが可能となる。
上記従来の還元鉄製造プロセ スにおいては、 塊成化物 (ペ レ ツ ト ) を 回転炉床炉内へ装入する際、 塊成化物が粉化 して粉が発生する。 また、 装入後において も、 高温還元される際に割れが発生し、 粉が生 じる。 こ う して発生 した粉は回転炉床炉内で還元され金属鉄粉 (還元鉄粉) とな るが、 この還元鉄粉は排出部に設置されているス ト ツ バ一フ I ンス と炉 床の隙間をす り ぬけて排出されずに炉床上に留ま り、 炉床の回転に伴つ て再び原料装入部に送られて加熱を受ける という循環.を繰り返 し、 回転 炉床炉内に滞留する。
滞留 した還元鉄粉は、 しばら く の間は鉄粉のま まであるが、 長時間炉 内に滞留する と、 鉄粉どう しが焼結 して、 炉床上に 「固着物」 と して付 着し、 やがて炉床が鉄板でコーテ ィ ン グされた状態と な り、 場合によ つ ては熱変形 して炉床面に M凸を生 じ させる。 炉床面に こ のよ う な凹凸が 発生する と、 原料を焼成する際に焼成む らが生じて還元鉄の金属化率が 大幅に低下するのみな らず、 操業に支障を来 し、 操業上の大きな問題に も発展 しかねない。 さ らに、 炉床 レ ンガに付着した鉄は、 それに機械的 な力が加わる と レ ンガに剝離割れを生 じ させる原因に もなる。
本発明の還元鉄の製造方法においては、 原料混合物を粉状のま ま還元 炉内へ装入 してべ ッ ド状にするのである力 、 還元が終了 した時点ではべ ッ ド状のま ま焼結され板状とな っ ている。 しか し、 粉の生成を避ける こ と はできず、 こ のよ う な状態において、 長時間にわた っ てに安定 した操 業を続ける には、 上記の問題に対する対応策を講 じる こ とが必要となる その対策と して、 例えば、 炉床上に残留する還元鉄粉を、 還元鉄の排 出部か ら原料装入部までの間で、 噴射ガス流によ り吹き飛ば して炉床上 から除去する方法を採用する こ とができ る。 なお、 「還元鉄の排出部か ら原料装入部までの間」 と は、 還元鉄の排出部から炉床の移動方向に向 かっ て原料装入部までの、 原料やそれが還元されて生 じた還元鉄が載置 されていない炉床上の区間である。
第 7 図は、 こ の方法の一例の説明図である。 なお、 図は、 炉床の移動 方向に対して垂直な断面を示す。 図示する よ う に、 ガス噴射ノ ズル 5 1 が斜め上方から炉床表面に向けて ffi置されており、 こ の ガス噴射ノ ズル 5 1 か ら ガス を噴射して残留還元鉄粉 5 2 を吹き飛ば し、 炉床表面を清 浄に維持する。
ガス噴射ノ ズルの炉床表面に対する角度および炉床表面からの高さは 特に限定されない。 還元鉄粉を吹き飛ば して効果的に炉床上から除去で きる よ う に適宜調整する。
ガス の噴射は、 炉床の移動方向 と直交する方向に並べて設置 したノ ズ ルか ら炉床の移動方向に向けて行っ て も よいが、 図示する よ う に、 炉床 1 3 の移動方向と直交する方向ない しはそれに近い方向に往復移動可能 なガス噴射ノ ズル 5 1 を用い、 こ のノ ズル 5 1 を図中に矢印で示すよ う に往復移動させなが ら行う のが望ま しい。
ガス噴射ノ ズルは、 先端の断面形状が円形も し く はそれに近い場合は、 一本ではな く、 炉床の円周方向に複数本並列に配置 して用いるのが望ま しい。 また、 ノ ズルの先端の断面形状が偏平で炉床の円周方向に広がつ ている ノ ズルを使用 して も よい。
噴射する ガス の種類は特に限定されないが、 炉床 レ ン ガの保護と残留 する還元鉄粉の再酸化の防止の観点か ら、 窒素ガスが望ま しい。 なお、 ガス の噴射圧力について も限定はな く、 還元鉄粉を効果的に炉床上から 除去でき る よ う に適宜調整すればよい。
炉床上に残留する還元鉄粉を、 還元鉄の排出部から原料装入部までの 間で、 回転する羽根を備え る箒で掃き出 して炉床上から除去する方法を 採用 して還元鉄の製造を行って も よい。 なお、 こ こ でいう 「回転する羽 根を備え る箒」 とは、 炉床上の残留還元鉄粉を掃き出すと いう清掃の機 能を有する ものをいい、 羽根ない しは羽根状のものを有する箒に限らず, 一定の固さ と太さ をも っ た毛状のものを有する箒 (通常、 "ブラシ" と 称される もの) 等でも よい。
回転する羽根を備え る箒と しては、 例えば、 周囲に清掃ブラ シを保有 する 円筒状の箒で、 こ の円筒の軸を回転軸と し て正逆方向に回転可能 (つま り、 回動可能) に構成された ものを用いればよい。 次に述べる第 8 図の拡大図に示す回転羽根箒 5 3 がこれに該当する。
このよ う な回転する羽根を備え る箒を用い、 これを適宜正方向または 逆方向に回転させる と と も に炉床の移動方向と直交する方向ない しはそ れに近い方向に往復移動させながら残留還元鉄粉を掃き出 して炉床上か ら除去する。
第 8 図は、 こ の方法の望ま しい一例の説明図である。 なお、 図は、 炉 床の移動方向に対 して垂直な断面を示す。
こ の例では、 回転する羽根を備える箒と して、 周囲に清掃ブラ シ 5 4 を保有する 円筒状の箒であ ってその円筒の軸 5 5 を回転軸と して正逆方 向に回転可能に構成された回転羽根箒 5 3 (拡大図参照) を、 その円筒 の軸と直交する方向に多数連結 して環状の回転羽根箒群 5 6 と したもの を用いる。 すなわち、 こ の回転羽根箒群 5 6 を、 還元鉄の排出部から原 料装入部までの間で、 炉床 1 3 の幅方向に複数台配置し (図示 した例で は 2 台配置) 、 回転羽根箒群 5 6 を構成するそれぞれの回転羽根箒 5 3 を適宜正方向または逆方向に回転させる と と もに環状をなす回転羽根箒 群 5 6 の環自体を炉床 1 3 の移動方向と直交する方向ない しはそれに近 い方向に向けて正方向または逆方向に回転させ、 炉床上の残留還元鉄粉 を除去する。 環状の回転羽根箒群 5 6 を炉床上に 1 台配置 し、 これを上 記のよ う に回転させなが ら炉床 1 3 の移動方向と直交する方向ない しは それに近い方向に往復移動させて も よい。
この環状の回転羽根箒群を用いれば、 残留する鉄粉を短時間で効率よ く 除去 し、 炉床表面を清浄に維持する こ とができ る。
回転羽根箒の幅 (回転軸方向の長さ) は、 特に限定されないが、 回転 炉床の幅と同 じ く らいにするのが望ま しい。
回転羽根箒の移動速度も特に限定されないが、 炉床の幅と同 じ程度の 幅を有する回転羽根箒で炉床面全体を清掃する とすれば、 少な く と も炉 床の移動速度と同程度以上の速度とする必要がある。
炉床上に還元鉄粉が残留する と と も に固着物が存在する場合は、 還元 鉄の排出部から原料装入部までの間で、 炉床の移動方向と交差する方向 に往復運動が可能で、 かつ下端を炉床に接触させたス ク レーパ一によ り 搔き取っ て炉床上から除去する方法を採用 して還元鉄の製造を行う のが 望ま しい。
第 9 図は、 こ の方法の一例の説明図である。 なお、 図は、 炉床の移動 方向に対 して垂直な断面を示す。 図示する よ う に、 ス ク レ ーパー 5 7 は、 その下端が炉床面と接触 してお り、 炉床 1 3 の移動方向 と交差する方向 に往復運動でき る よ う に構成されている。 なお、 炉床の移動方向と交差 する方向と は、 炉床の移動方向と直交する方向、 ない しはそれに近い方 向 (直交する方向に対 して 2 0 ' 以下ま たは— 2 0 ' 以上の角度をなす 方向) をいう。
こ の方法では、 上記のス ク レーパーを炉床の移動方向と交差する方向 に往復運動させなが ら炉床上に残留する還元鉄粉および固着物を搔き取 つ て炉床上から除去する。 ス ク レーパーの移動距離を短 く する という点 からすれば、 炉床の移動方向と直交する方向に往復運動させるのが望ま しいと いえ る。 図示する よ う に、 ス ク レーパーの先端部に適度な角度を 付けておけば、 搔き取り 効果が大き く、 炉床上に付着した固着物も除去 できる。 なお、 ス ク レーパー の幅は回転炉床の幅と同 じ く らいが望ま し い。
炉床上に残留する還元鉄粉を、 還元鉄の排出部から原料装入部までの 間に設けられた吸引フー ドを通して吸引 し、 炉床上から除去する方法を 採用 して還元鉄の製造を行って も よい。
第 1 0図は、 この方法のう ち吸引ブロ ワによ り吸引する場合の一例の 説明図である。 なお、 図は、 炉床の移動方向に対して垂直な断面を示す, 図示する よ う に、 還元鉄の排出部か ら原料装入部までの間の炉床上に 吸引 フー ド 5 8 (図示 した例では、 6 区画に分割されている) が設け ら れてお り、 分割されたそれぞれの吸引 フー ド 5 8 は最終的に 1 本の管に ま とめ られ、 バグフ ィ ルタ ー 5 9 を経て吸引ブロ ワ一 6 0 に接続されて いる。 炉床上に残留する還元鉄粉は、 こ の吸引ブロワ一 6 0 に よ っ て吸 引され、 ノくグフ ィ ルタ 一 5 9 で回収される。
吸引 フー ドは、 炉床 1 3 の幅全体にわた っ て設け られているのが望ま しい。
還元鉄の炉外への排出を、 前述した押 し出 し装置や V字状の排出ガイ ドフ ェ ン ス によ るのではな く、 従来のス ク リ ユ ー フ ィ ーダ一に よ り行う 場合、 排出部に設け られた排鉱装置の固定ス ト ッ パーフ ェ ン ス の炉床移 動方向側に下端を炉床に接触させたス ク レーパー型ゲー ト を設け、 還元 鉄粉の炉床上での残留を防止する方法を採用するのが望ま しい。
第 1 1 図は、 こ の方法の一例の説明図である。 なお、 図は、 炉床の移 動方向 (図中に矢印で表示) に平行な縦断面を示す。 図示する よ う に、 ス ク リ ュ ー フ ィ ーダ一 4 4 の後方 (下流側) に設け られた還元鉄製品 5 0 を溜め置く ための固定ス ト ッ パーフ ヱ ン ス 4 5 の炉床移動方向側に、 下端を炉床面に接触させて ス ク レーパー型ゲー ト 6 1 を設けてお く。 固定ス ト ッ パーフ ェ ン ス 4 5 と炉床面との間には若干の隙間が存在す るが、 こ の隙間は還元鉄を排出する際の還元鉄と炉床面の摩耗によ っ て 徐々 に拡大する。 そのため、 還元鉄粉 5 2 は こ の隙間をす り ぬけて排出 されずに炉床上に留ま り、 炉床 1 3 の回転に伴っ て再び原料装入部に送 られて加熱を受ける という循環を繰り返 し、 回転炉床炉内に滞留する。 そ こ で、 固定ス ト ッ パー フ ヱ ン ス 4 5 の炉床移動方向側に ス ク レーパ一 型ゲー ト 6 1 を設ける。 こ のス ク レーパー型ゲー ト 6 1 は、 上方から軽 く 炉床 1 3面に押さ えつけ られ、 炉床面に接触 して炉床面との間の隙間 を塞ぐよう に構成されているので、 固定ス ト ッ パーフ ン ス 4 5 と炉床 面と の間の隙間をす り ぬけて も ス ク レ一パー型ゲー ト 6 1 によ っ て通過 が阻止され、 還元鉄粉 5 2 の炉床上における残留が防止されて炉床表面 が清浄に維持される。
ス ク レーパ—型ゲー ト 6 1 の設置位置は、 ゲー ト 6 1 を炉床 1 3上に 軽ぐ押さ えつけ る のに支障がない限り、 固定ス ト パ一フ ェ ン ス 4 5の す ぐ後方、 すなわち、 図示する よ う にス ト ッ パーフ ェ ン ス 4 5 に密着さ せて取 り 付けるのが望ま しい。 また、 こ のス ク レーパー型ゲー ト 6 1 は、 固定ス ト ッ パー フ ェ ン ス 4 5 と炉床面との間の隙間 (間隔) が炉床の幅 方向で異な っ ている場合に対応でき る よ う に、 幅方向に分割 してお く こ とが望ま しい。
こ の方法によれば、 炉床上における還元鉄粉の残留を未然に防いで炉 床を清浄に維持する こ とができる。
上述 した本発明の還元鉄の製造装置を用いれば、 前記本発明の還元鉄 の製造方法を容易に実施する こ とができ、 その特徴を十分に発揮させる こ とができ る。
本発明 (前記 ( 4 ) 及び ( 5 ) の発明) の溶銑の製造方法は、 上記 ( 1 ) の発明の方法で製造した高温の還元鉄を原料と して使用 し、 溶銑 を製造する方法である。 ( 4 ) の方法は竪型炉を使用する場合であ り、 ( 5 ) の方法は製鍊用溶解還元炉を使用する場合である。
なお、 前述 したよ う に、 (4 ) 又は ( 5 ) の発明の溶銑の製造方法に おいて、 上記 ( 2 ) に記載の方法、 すなわち、 炉内へ装入された原料混 合物のべッ ドを押圧 して原料混合物の見掛け密度を上昇させた後、 高温 還元する方法によ り還元鉄を製造 し、 その還元鉄を竪型炉又は精練用溶 解還元炉へ装入する方法を採用 して も よい。
これらの方法において、 原料の混合工程か ら還元工程まで、 すなわち、 「発明の開示」 の欄に記載 した ( 4 ) 及び ( 5) の発明の工程 ( a ) か ら工程 ( c ) までは、 前述 した ( 1 ) の発明における と同様であ り、 ( 1 ) の発明で採用する前記の種々 の実施態様で用いる方法について も. 単独で、 又は幾つかを組み合わせて採用する こ とができ る。
従っ て、 こ こ では、 ( 4 ) 及び ( 5 ) の発明の工程 ( d ) か ら工程 ( f ) について説明する。 工程 ( d ) は、 還元工程 ( ( 4 ) 及び ( 5 ) の溶銑の製造方法では、 これを予備還元工程と称 している) で得られた還元鉄を予備還元炉か ら 5 0 0 °C以上の温度で排出させる工程である。
排出時の温度を 5 0 0 °C以上とするのは、 この温度以上であれば、 還 元鉄が有する熱を次工程の溶解に有効に利用 して還元鉄の溶解速度を向 上させる こ とができ、 設備のコ ンパク ト ィ匕を図れる と と も に、 プロセス 全体と してのエネルギー効率を向上させ得るからである。 しか し、 排出 時におけるべ ッ ドの内部温度が 1 1 7 0 °C以上である とべ ッ ド内に融液 が存在する可能性があ り、 排出作業に支障を来すおそれがあるので、 炉 外へ排出する前にべ ッ ドの内部温度が 1 1 7 0 °Cを下回る よ う に加熱を 停止 してお く こ とが望ま しい。 なお、 短時間でベ ッ ド内の温度を 1 1 7 0 °Cよ り低く する方法と しては、 常温の還元ガスや窒素などの不活性ガ スをべッ ド表面に吹き付ける方法、 水冷板をべッ ド表面に接触させる方 法等、 さ ま ざまな方法が採用でき る。
次の工程 ( e ) は還元 · 溶解工程で、 前記 ( 4 ) の溶銑の製造方法で は竪型炉を用いる。
第 1 2 図は、 ( 4 ) の溶銑の製造方法における工程内容の概略と使用 する設備機械の一例を示す図である。 図示するよ う に、 還元鉄 5 0 は高 温状態で回転炉床炉 1 1 に設け られた排出口 1 8 から連続的に排出され, 次の竪型炉 6 2 によ る還元 · 溶解工程へ送られる。
竪型炉までの距離が遠い場合には、 還元鉄は窒素等の不活性ガスが封 入された密閉式の容器 (図示せず) に容れて搬送されるが、 通常は、 竪 型炉は予備還元炉である回転炉床炉に隣接して設置されるので、 外気か ら遮断され、 窒素などの不活性ガスあるいは竪型炉の排ガス等の還元ガ スが満たされた搬路内をバケ ツ ト コ ンベア等によ っ て竪型炉に装入され る。 なお、 還元鉄は、 予備還元が終了 した時点でベッ ド状のま ま焼結さ れているので、 軽く 粗粉砕 してから コ ンベアで搬送すればよい。 こ の還元 · 溶解工程では、 高温状態の還元鉄 0 と、 塊粒状の炭材 (コ ー ク ス、 石炭等) 6 3 及びス ラ グ塩基度調整用のフ ラ ッ ク ス 6 4 を、 炉内に炭材の充塡層 (図示せず) を有 し、 炉下部に設置された羽 口 6 5 から酸素含有ガス (例えば、 空気 6 6 ) 又は酸素 6 7 を吹き込み羽口前 の炭材を燃焼させて高温の還元ガス を発生させる竪型炉 6 2 へその炉上 部か ら装入 し、 還元と溶解を行い、 溶銑と溶滓 6 8 を炉下部出銑口か ら 排出する。
こ の よ う に、 ( 4 ) の溶銑の製造方法において使用される製鍊炉は、 炉内に炭材の充填層を有する竪型炉であ り、 高炉と 同様に羽口前の燃焼 帯の周囲は炭材で囲まれているため、 耐火物が高温ガス に直接さ ら され て溶損するのを防止でき る。 さ らに、 前記の特公平 3 — 6 0 8 8 3号公 報に記載の方法で採用する鉄浴式の製鍊炉では湯溜ま り を攪拌 している のに対 し、 こ の竪型炉では湯溜ま り の攪拌がないこ とか ら、 耐火物の寿 命延長に極めて効果的である。
また、 炭材充塡層が形成されているため還元雰囲気が高炉と 同程度に 強く、 溶銑中の硫黄を低く 抑え る こ とができ、 良質な溶銑を製造でき る と と も に、 ス ラ グ中の F e 〇濃度を高炉並に低く 維持でき る ため耐火物 の損耗抑制に極めて有効である。
熱効率の点において も、 炉上部か ら炭材と還元鉄を装入するので、 高 炉と同様にガス と固体 (装入物) との間では向流式熱交換が行われ、 高 い熱効率が確保される。 さ らに、 炭材と して コ ーク ス を使用する場合、 図示する よ う に、 羽口 6 5 から炭素含有物質 6 9 を吹き込むこ と、 及び、 羽口 6 5上方の炉側壁部から空気 6 6 を吹き込み、 炉内の C O、 H 2 ガ ス を燃焼させてその燃焼熱を還元鉄の溶解に利用する こ と によ り、 コ ー ク ス使用量を低減する こ と ができ る。
竪型炉から発生する排ダス ト等については、 これを系内で使用 して も よい。 第 1 2 図に示 した例では、 排ダス ト 2 4等を竪型炉 6 2 の羽口 6 5 か ら吹き込むと と も に回転炉床炉 1 1 の原料 一部と して使用 してい る。 これに よ り、 原燃料の使用効率が向上する と と もに、 ダス ト 等の系 外への排出がな く な り、 廃棄が不要になるので、 コ ス ト および環境保全 の面で有利である。
前記 ( 5 ) の溶銑の製造方法では、 還元 · 溶解工程で製鍊用溶解還元 炉を用いる。
第 1 3 図は、 ( 5 ) の溶銑の製造方法における工程内容の概略と使用 する設備機械の一例を示す図である。 図示するよ う に、 還元鉄 5 0 は高 温状態で回転炉床炉 1 1 に設け られた排出 口 1 8 から連続的に排出され、 次の製鍊用溶解還元炉 7 1 によ る還元 · 溶解工程へ送られる。
製鍊用還元溶解炉までの距離が遠い場合には、 竪型炉を用いる場合と 同様、 密閉式の容器に容れて搬送される力 通常は、 製鍊用還元溶解炉 は予備還元炉である回転炉床炉に隣接 して設置されるので、 外気から遮 断され、 窒素などの不活性ガスあるいは製鍊用還元溶解炉の排ガス等の 還元ガスが満たされた搬路内をバケ ツ ト コ ンベア等によ っ て製鍊用還元 溶解炉に装入される。 なお、 還元鉄は、 予備還元が終了 した時点でべ ッ ド状のま ま焼結されているので、 軽く 粗粉砕してか ら製鍊用還元溶解炉 に装入すればよい。
こ の還元 · 溶解工程では、 高温状態の還元鉄 5 0 と炭材 6 3 と ス ラ グ 塩基度調整用のフ ラ ッ ク ス 6 4 を、 炉内に溶融金属浴 7 2 と溶融ス ラ グ 浴 7 3 と を有 し、 底部から攪拌用ガス 7 4 を溶融金属浴 7 2 内へ吹き込 んで溶融金属浴 7 2 と溶融スラ グ浴 7 3 を攪拌し、 上部から例えば水冷 ラ ン ス 7 5 に よ り酸素を炉内へ供給する製鍊用溶解還元炉 7 1 へその炉 上部から装入 し、 還元と溶解を行い、 溶銑と溶滓 6 8 を炉下部出銑口か ら排出する。
製鍊用溶解還元炉内では、 炉上部から炉内へ導入する酸素によ り炭材 を燃焼させ、 さ らに、 還元鉄中に含まれる未還元の酸化鉄が還元されて 生成する C 〇 ガス、 および炭材から発生する可燃性ガスの一部を燃焼さ せて、 発生する燃焼熱で、 還元鉄、 炭材中の灰分およびフ ラ ッ ク スを溶 解する と と も に、 前記炭材で還元鉄中に含まれる未還元の酸化鉄を還元 する。 炭材か ら発生する可燃性ガス と は、 C O、 H 2 ガス等である。 な お、 こ のと き、 酸化鉄の還元に必要な熱も供給され、 ま た、 溶融 した金 属浴中への浸炭に必要な炭素も供給される。
前記の炭材と しては、 一般に、 石炭が用い られ、 フ ラ ッ ク ス と しては、 生石灰、 ド ロ マイ ト 等が用いられる。
こ の製鍊用溶解還元炉は高炉のよ う な充塡層タ イ プの炉ではないので、 コ ーク ス を使用せず、 コ 一ク ス用強粘結炭が不要である こ と に加え、 多 額の投資を必要と し環境面でも多 く の制約がある コ 一ク ス炉を必要と し ないという大きな利点がある。
製鍊用溶解還元炉から発生する排ダス ト 等については、 これを系内で 使用 して も よい。 第 1 3 図に示 した例では、 排ダス ト 2 4 を製鍊用溶解 還元炉 7 1 の上部から装入する と と も に原料の一部と して使用 している。 これによ り、 原燃料の使用効率が向上する と と も に、 ダス ト等の系外へ の排出がな く な り、 廃棄が不要になるので、 コ ス ト および環境保全の面 で有利である。
工程 ( f ) はガス回収工程で、 竪型炉又は製鍊用溶解還元炉の生成ガ ス を回収する と と も に、 その一部を予備還元炉用燃料と して予備還元炉 へ導入する。 すなわち、 第 1 2 図又は第 1 3 図に示したよ う に、 生成ガ ス (排ガス 2 5 ) を、 サイ ク ロ ン等の除塵機 7 0でダス ト 等を除去した 後、 回収する。 回収したガスは、 そのま ま下工程へ送っ た り、 あるいは 発電用に用いるが、 その一部を回転炉床炉 1 1 (予備還元炉) へ導入す る。
こ のよ う に、 ( 4 ) 又は ( 5 ) の溶銑の製造方法によれば、 予備還元 炉内で粉状の鉄原料の還元を速やかに進行させて還元鉄を製造できる と と も に、 その還元鉄を高温状態で竪型炉又は製鍊用溶解還元炉に装入 し て高熱効率で溶解し、 良質の溶銑を製造する こ とができ る。
(実施例 1 )
第 1 表〜第 3表に示す組成の粉状鉄原料、 粉状固体還元剤と しての石 炭 (微粉炭) およびベン ト ナイ ト (バイ ンダー) を準備 した。 第 4表に 粉状鉄原料および石炭の粒度構成を示す。 第 1 表
化 学 組 成 (raass%)
T.Fe Fe203 Fe304 FeO Zn C スラク "成分 L.O. I. 鉄鉱石 A 67.5 96.3 0.0 0.2 3.5 0.4 鉄鉱 B 66.0 0.0 82.4 8.2 0.003 0.0 9.4 0.0 製鉄所タ"スト 31.3 38.7 0.0 5.4 1.9 30.2 23.8 0.0
5ルスケ-ル 73.8 0.0 1.9 93.2 4.9 0.0
(注) L.O. I.はイダ'ニシヨン 'Dス (Loss on Ignition) 第 2 表
化 学 組 成 (mass%)
固定炭素 揮発分 灰分 全炭素量
石炭 64.8 25.8 9.4 78.5 第 3 表
組 成 mass%)
脈石 Fe203 L.O. I.
ベントナイ ト 78.5 15.4 6.1
(注) し 0.1 ·はイ ニシヨン ·αス (Loss on Ignition) 第 4 表
粒度調整後の粒度構成
鉄鉱石 A ~325 mesh: 90mass%
鉄鉱石 B —325 mesh: 90mass%
製鉄所タ"スト —0.5扁: 90mass%、 -0.05mm: 30inass%
ミルスケ-ル -3mm: 90mass%、 -lmm: 50mass%
石炭 一 200 mesh: 75mass%、 一 325 mesh: 60mass% これらを第 5表に示す記合割合で混合 し、 原料混合物を得た。
また、 比較のため、 原料混合物の一部は、 これをパン型ペ レタ イ ザ一 で直径 1 8 m mの生ペ レ ツ ト に塊成化 し、 その後 1 1 5 °Cに加熱 して水 分を 9 0 %以上除去 した乾燥ペ レ ツ ト と した。 第 5 表
原 料配 合割 合 (mass%)
鉄鉱石 A 鉄鉱石 B 製鉄所夕'スト ミルスケ-ル 石炭 へ、、ントナ仆 添加水分 混合原料 P 79.7 20.3 0.0 0.0 混合原料 Q 71.7 18.3 0.0 10.0 混合原料 R 70.5 18.0 1.5 10.0 混合原料 S 79.5 20.5 0.0 0.0 混合原料 T 67.2 14.8 18.0 0.0 0.0 混合原料 U 30.7 53.0 16.3 0.0 0.0 これらの原料混合物及びペ レ ツ 卜 について、 第 1 4 図に示す小型の高 温加熱還元試験炉 ( ( a ) は概略縱断面図であ り、 ( b ) は ( a ) の A 一 A矢視断面図である) を用い、 第 6表に示す条件で還元試験を行っ た。 第 6表に示す 「還元時における原料混合物の形態」 の欄の 「べッ ド状」 とは本発明の方法によ る ものを、 「ペ レ ツ ト 」 とは従来法によ る ものを それぞれ意味する。 「べ ッ ドの押圧処理」 と は、 原料混合物を炉内へ装 入する前に レべラーでほぼ 3 5 m mのべッ ドに した後、 塡圧ロ一ラーで 高さ 2 O m mになるまで押圧したものである。 また、 「炉内平均温度」 とは、 ベッ ド表面 (ペ レ ッ ト を使用 した場合にはぺ レ ッ ト堆積物表面) への酸素含有ガスの吹き付けを停止 した後の炉内空間部の平均ガス温度 である。 なお、 炉内に吹き込む 「酸素含有ガス」 と しては 「空気」 を使 用 した。
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第 1 4 図に示すよ う に、 高温加熱還元試験炉 7— 6 にはバーナーが上下 2段に設置されており、 下段のバーナー 7 8 は固体還元剤から可燃性揮 発成分が発生 している期間だけ酸素含有ガス と して空気をべッ ド 4 1 又 はべ レ ッ ト の表面に吹き付けて可燃性揮発成分を燃焼するためのもので ある。 可燃性揮発成分の発生が終了 した時点でこ の下段バーナー 7 8 の 使用を停止 した。 一方、 上段のバーナー 7 7 は炉内の温度を所定温度に 維持するための加熱用バーナーである。
なお、 こ の試験炉は固定式であるためバーナーを上下 2段に設置 した 力 、 回転炉床炉の場合は 2段にする必要はな く、 1 段でも よい。 すなわ ち、 回転炉床では、 原料装入部の下流側に位置する可燃性揮発成分の発 生区間に設置されたバーナーの角度を酸素含有ガスが装入物ベッ ドの表 面に吹き当たる よ う な角度に しておけばよい。 また、 炉内へ吹き込む酸 素含有ガスは排ガス と熱交換して約 5 0 0 〜 6 0 0 °C程度に予熱してか ら吹き込むのが有利である。
還元試験では、 金属化率の 目標値を 9 2 %と設定 し、 こ の 目標値を達 成でき る還元時間を測定 した。 その結果を前記第 6表に併せて示す。 試験は、 まずケース 1 の条件で実施 した。 その結果、 ペ レ ッ ト 化 しな く て も、 還元時間を約 1 8 分かければ金属化率 9 2 %を達成でき る こ と が確認できた。 こ の還元時間は、 通常の天然ガス を改質 して得られた還 元ガス を使用する シ ャ フ ト 炉型直接還元方式の還元時間が約 8 〜 1 0時 間である こ と と比較する と、 極めて短く て よいこ と を示 している。
ケース 2 は粉状の原料に水分を添加 した場合で、 水分の添加によ っ て 均一混練が非常に容易と なる こ とが確認された。 但し、 第 6表の結果に 示される よ う に、 水分を添加する と還元時間がケース 1 の場合よ り も約 3分間長く な つ た。 こ の結果から、 水分の添加量はでき るだけ減らすベ きであるが、 混練の しゃすさ等を考慮すれば、 水分を添加 して も適正な 還元時間を確保でき る範囲内であれば水分の添加を行っ て もよいと考え られる。
ケース 3 は粉状の原料にバイ ンダ一を添加 した場合で、 ケース 2 の場 合とほぼ同 じ結果が得られ、 バイ ンダ一の添加によ っ て均一混練が容易 となる こ とが確認できた。
また、 排ガス中に含まれるダス ト 量の炉内への原料装入量に対する割 合 (ダス ト ロ ス割合) は、 ケース 1 では 0 . 5 %であ っ たのに対してケ ース 3 では 0 . 3 %に低下 してお り、 原料の飛散抑制に も効果的である こ と を確認できた。
ケース 4 は原料混合物のベッ ドを押圧 して見掛け密度を上昇させた場 合で、 還元時間は 1 5 分と短縮 してお り、 押圧の効果が大きいこ と を確 認 した。 こ のべッ ドを押圧する こ と によ る還元時間の短縮は、 押圧によ り原料の粒子同士が密着 してべッ ド内の伝熱が促進され、 べ ッ ド内の昇 温速度が上昇 した結果、 還元が増大 したためと考え られる。
ま た、 ダス ト ロ ス割合は 0 . 2 %であ り、 ケース 1 の 0 . 5 %と比較 する と低下 している こ とか ら、 原料の飛散抑制に も効果的である こ と を 確認 した。
ケース 5 は原料混合物のベッ ド表面にセ メ ン ト の水溶液を散布 してか ら高温還元を行っ た場合である。 こ の場合は、 水分の影響でべ ッ ドの昇 温が遅れたため還元時間が長く な っ たが、 ダス ト ロ ス割合はケース 1 で は 0 . 5 %であっ たのに対 して 0 . 1 %に低下してお り、 原料の飛散抑 制に非常に効果がある こ と を確認した。
ケース 6 は原料混合物のべッ ドを塡圧口 一ラーで押圧 した後、 石炭中 の可燃性揮発成分の発生が続く 約 2分間だけベッ ド表面に空気を供給 し, 石炭から発生する可燃性揮発成分をベ ッ ド表面でも燃焼させた場合であ る。 こ の結果、 還元時間は 1 0分と、 ケース 4での 1 5分よ り も更に 5 分間も短縮され、 べッ ドから発生する可燃性揮発成分の燃焼をべッ ド表 面でも行わせながら加熱、 昇温する方法の有利性を確認する こ とができ た。 ―
ケース 7 は従来の乾燥ペ レ ツ ト を使用 した場合である。 こ の場合の還 元時間は 1 0分であ り、 ケース 6 の場合に比較してほぼ同程度であっ た c この結果から、 原料混合物を紛状のま まべ ッ ド状に炉内に装入 して還元 する本発明の方法は、 塊成化 (ペ レ ツ ト化) して使用する場合と比較 し て も遜色のない還元法である こ と を示すものと言え る。
ケー ス 8 は表 1 に示 した鉱石 B (酸化鉄の形態がマ グネ タ イ ト ) を使 用 した場合であるが、 こ の と きの還元時間は 9分で、 ケー ス 6 (酸化鉄 の形態がへマ タ イ ト の鉱石 Aを使用) と比較する と若干短かっ た。 これ は、 マ グネ タ イ ト とへマ タ イ ト の金属鉄までの還元はいずれも吸熱反応 である ものの、 鉄原子当た り の反応熱はマ グネタ イ ト の方が約 4 7 6 0 k c a 1 / k m o 1 少ないために装入物べ ッ ド内の温度低下が小さ く、 その結果、 還元反応が促進された ものと考え られる。
ケース 9 は鉱石 Aに製鉄所内発生ダス ト をプレ ン ド した鉄原料を使用 した場合であ り、 ケース 1 0 はダス ト と ミ ルスケールをプ レ ン ド した鉄 原料を使用 した場合である。 還元時間はそれぞれ約 1 0分、 および 9 分 で、 鉄鉱石を使用 したケー ス 6 の場合と ほぼ同程度であ っ た。
また、 Z n を含むダス ト を使用 したケース 9 の脱 Z n率は 9 2 %であ り、 本発明方法によ る脱 Z n効果を確認する こ とができた。
ケース 1 0 の混合原料 Uはやや粗粒であるのに還元時間があま り変わ らなかっ たのは、 混合原料 Uにおける酸化鉄の形態は F e 0なので、 F e 2 0 3 をべ一ス に した還元率は 3 0 %程度となっ て金属鉄までの還 元量が少な く てすむこ と、 および、 F e Oか ら金属鉄までの鉄原子当た り の反応吸熱量は F e 2 0 3 の場合に比較 して約 2 0 5 9 0 k c a l Z k m o 1 少ないために、 装入物ベッ ド内の温度低下が小さ く、 その結 果、 還元反応が促進されたこ と によ る ものと考え られる。
(実施例 2 ) 第 7表〜第 9表に示す組成と粒度構成の粉状鉄鉱石、 粉状固体還元剤 と しての石炭 (微粉炭) 、 コーク ス を第 1 0表に示す記合割合で混合 し た ものを準備 した。
第 7 表
粉状鉄原料の 化 学 組 成 (raass%)
種 類 T. Fe Fe203 Fe30, FeO スラク '成分 L.O.
鉄 鉱 67.5 96.3 0.0 0.2 2.0 0.4
(注) L.O.1.はイダ'ニシヨン ·αス(Loss on Ignition) 第 8 表
固体還元剤 化 学 組 成 ^mass%)
の 種 類 固定炭素 揮発分 灰分 全炭素量
石 炭 64.8 25.8 9.4 78.5
コークス 88.0 0.2 11.0 88.7 第
粒度調整後の粒度構成
鉄鉱石 -325 mesh : 90mass
石炭 -200 mesh : 75mass%、 —325 mesh: : 60mass% コークス 10〜30 mm : 30mass%、 30〜60 mm: : 70mass% 第 10 表
原料 S合比率 (,mass%)
鉄鉱石 石炭 計
79.7 20.3 100.0 試験設備と しては、 前記の第 1 2図に示 した小型の溶銑製造試験設備 を使用 した。 すなわち、 予備還元炉と して回転炉床炉 1 1 を、 製鍊炉と して竪型炉 6 2を使用 し、 原料受け入れホ ッ パー 2 0、 混合機 1 6、 廃 熱回収熱交換機 2 8などから構成される設備である。
原料受け入れホ ッ パー 2 0へ受け入れられた粉状酸化鉄 2 1 (粉鉱石) 、 還元剤 2 2 (微粉炭) 及びバイ ンダー 2 3を所定量だけそれぞれのホ ッ パーから切り 出 して混合機 1 6へ装入 し、 少量の水を添加 して十分に 混合 した後、 混合物を回転炉床炉 1 1 へ装入 した。
炉床への装入は前記第 4 図に示した装入装置を用いて行い、 原料混合 物 4 0 を紛状のま ま炉内へ装入 して レべラー 3 9 で高さがほぼ 3 5 m m のべ ッ ド状に した。 原料混合物のべ ッ ドを押圧する場合は、 レベラ一 3 9 でほぼ 3 5 m mのべッ ドに した後、 塡圧ローラ一 4 2 で高さ 2 0 m m になる まで押圧した。
空気は、 燃焼用空気も含め、 回転炉床炉の排ガス と熱交換して 6 0 0 でに予熱 して使用 した。 可燃性揮発成分の発生が終了 した後は、 炉内空 間部の平均ガ ス温度を約 1 3 0 0 °Cと した。 また、 還元鉄の金属化率の 目標値は 9 2 %と した。
回転炉床炉 1 1 で得られた還元鉄は、 約 1 1 5 0 °Cで炉外へ取り 出 し, 軽く 粗粉砕した後、 竪型炉 6 2 へ炉上部か ら装入 した。 竪型炉 6 2 の炉 上部からは炭材 6 3 (コ ーク ス ) をフ ラ ッ ク ス 6 4 (石灰石) と と も に 装入 した。 なお、 石灰石はス ラ グの塩基度が 1 . 2 5 になる量と した。 溶銑は炉下部に設け られた出銑口か ら溶滓 (ス ラ グ) と と も に排出 し た。
竪型炉 6 2 の排ガス 2 5 は、 除塵機 7 0 (サ イ ク ロ ン) で除塵 した後. その一部を回転炉床炉 1 1 で用いる燃料と してバーナー 1 9 から吹き込 み、 残り は他の設備の燃料用 と して回収 した。
試験は、 第 1 1 表に示す 5 ケー ス について実施した。
11
炉 項 目 ケ-ス 1 7 ス 乙 7 ス 7一 A 4 ノ Λ 予備 予備還元炉炉床上への混合物の へ レツ卜 へ ッ卜 \ Γ \ 、、)卜 \ 、ソ
_t
還元炉 置き方 t¾用 状態 ローラーで押圧 夭 α5 天 ΰ\Ά セメ ン ト水溶液使用 夭 z/ffi 可燃性揮発成分発生期間に 夭 f 混合物表面への酸素含有力"ス吹付
7 7
鉱石 (kg/pt) 1370 1 7U l 7 f υ 空気予熱温度 ( C ) bU U 0 UU D U Π
7Q 1 空気量 (Nm3/pt) 1 f 89 1 / 4 1 DO ώ 製鍊炉排カ ス使用量 (Nm3/pt) 4U4 4U 4 n 予備還元炉內還元時間 (min) 1 u ο
10 1 U η Q Q 還元鉄金属化率 (%) ώ.0
還兀鉄排出温度 ( C ) 1150 1150 1150 11 bU 11 o υ ェ ェ
炉床への還元鉄固着 若干 若干 右十 右十 右卞 発玍 発生 ? fc王 製鍊炉 還元鉄装入温度 CO 650 DOO
ク ス (kg/pt) 341
微粉炭 (kg/pt) 0 0 0 υ U 燃料 (kg/pt) 341 343 341 345 酸素 (NmVpt) Q 1 Q 1 空気 (Nm3/pt) 562 568 566 570 567 空気温度 (°C) 25 25 25 25 25 溶銑温度 (°C) 1500 1500 1500 1500 1500 溶銑 [ C ] (%) 4.6 4.6 4.6 4.6 4.6 溶銑 [ S ] (%) 0.02 0.02 0.02 0.02 0.02 ス ラ グ (kg/pt) 168 168 168 168 168 ス ラ グ塩基度 (一) 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25
ケース 1 は従来法によ る と こ ろの原料混合物をペ レ ツ ト 化 した場合の 試験であ り、 こ の と きの回転炉床炉における還元時間は 1 0分であっ た ケース 2 は原料混合物を粉状のま ま炉内へ装入してベッ ド状に した場 合であるが、 塊成化 (ペ レ ッ ト 化) しな く て も、 還元時間を約 1 8分と すれば金属化率 9 2 %の還元鉄が得られる こ とを確認 した。 こ の還元時 間は、 通常の天然ガス を改質して得られた還元ガスを使用するシ ャ フ ト 炉型直接還元方式の還元時間が約 8 〜 1 0時間である こ と と比較する と、 極めて短く てよいこ と を示している。
ケース 3 は原料混合物のベッ ドを押圧 して見掛け密度を上昇させた場 合で、 還元時間は 1 5分と短縮してお り、 押圧の効果が大きいこ と を確 認した。 こ のべッ ドを押圧する こ と に よ る還元時間の短縮は、 実施例 1 で述べたよ う に、 押圧によ り原料の粒子同士が密着してべッ ド内の伝熱 が促進され、 べッ ド内の昇温速度が上昇 したこ とによ る ものと考え られ る。 また、 ダス ト ロ ス割合は 0 . 2 %であ り、 ケース 2 の 0 . 5 %と比 較する と低下 しており、 べッ ドの押圧が原料の飛散抑制に も効果的であ る こ と を確認 した。
ケース 4 は原料混合物のべッ ド表面にセメ ン ト 水溶液を散布 してから 高温還元を行った場合である。 ケース 2 と比べる と水分の影響でべッ ド の昇温が遅れ還元時間が長く なつたが、 ダス ト ロ ス割合はケース 2 の 0 . 5 %に対して 0 . 1 %と低下しており、 セ メ ン ト 水溶液の散布が原料の 飛散抑制に非常に効果的がある こ とを確認した。
ケース 5 は原料混合物のべッ ドを塡圧ローラーで押圧した後、 石炭中 の可燃性揮発成分の発生が続く 約 2分間だけベッ ド表面に空気を供給 し, 石炭から発生する可燃性揮発成分をベッ ド表面でも燃焼させた場合であ る。 この結果、 還元時間はケース 3 に比べて更に 5分間も短縮され、 ベ ッ ドから発生する可燃性揮発成分の燃焼をべッ ド表面でも行わせながら 加熱、 昇温する方法の有利性を確認した。 JP97/04221 以上のケース 1 〜 5 において、 送風条件と しては、 酸素を富化 した常 温の空気を使用 し、 羽口前理論燃焼温度を 2 5 0 0 °Cと して操業 し、 約 6 5 0での還元鉄を竪型炉へ装入 して、 炭素 4 . 6重量%、 硫黄 0 . 0 2 重量%を含む良質な溶銑を製造する こ とができた。
(実施例 3 )
実施例 2 で用いた第 7表〜第 9表に示 した組成と粒度構成の粉状鉄鉱 石、 粉状固体還元剤と しての石炭 (微粉炭) 及び実施例 1 で用いた第 3 表に示 したベン ト ナイ ト を表 1 2 に示す配合割合で混合 した ものを準備 した。
第 12 表
原料配合比率 (mass%)
鉄鉱 石炭 ベントナイ ト 計
75. 7 19. 3 5. 0 100. 0 試験設備と しては、 前記の第 1 3 図に示 した小型の溶銑製造試験設備 を使用 した。 すなわち、 予備還元炉と して回転炉床炉 1 1 を、 製鍊炉と して製鍊用溶解還元炉 7 1 を使用 し、 原料受け入れホ ッ パー 2 0、 混合 機 1 6、 廃熱回収熱交換機 2 8 などから構成される設備である。
原料受け入れホ ッ パー 2 0へ受け入れられた粉状酸化鉄 2 1 (粉鉱石) 、 還元剤 2 2 (微粉炭) 及びバイ ンダー 2 3 を所定量だけそれぞれのホ ツ バ一から切り 出 して混合機 1 6へ装入 し、 少量の水を添加 して十分に 混合 した後、 混合物を回転炉床炉へ装入 した。
炉床への装入は前記第 4図に示した装入装置を用いて行い、 原料混合 物 4 0 を紛状のまま炉内へ装入して レべラー 3 9 で高さがほぼ 3 5 m m のベッ ド状に した。 原料混合物のベ ッ ドを押圧する場合は、 レべラー 3 9 でほぼ 3 5 m mのべッ ドに した後、 填圧ローラー 4 2 で高さ 2 O m m になるまで押圧した。
空気は、 燃焼用空気も含め、 回転炉床炉の排ガス と熟交換して 6 0 0 °cに予熱して使用 した。 可燃性揮発成分の発生が終了 した後は、 炉内空 間部の平均ガス温度を約 1 3 0 0 °Cと した。 また、 還元鉄の金属化率の 目標値は 9 2 %と した。
回転炉床炉 1 1 で得られた還元鉄は、 約 1 1 5 0 °Cで炉外へ取り 出 し. 軽く 粗粉砕 した後、 製鍊用溶解還元炉 7 1 へ炉上部から装入 した。 製鍊 用溶解還元炉 7 1 の炉上部か らは炭材 6 3 (石炭) を フ ラ ッ ク ス 6 4 (石灰石) と と もに装入 した。 なお、 石灰石はス ラ グの塩基度が 1 . 2 5 になる量と した。
溶铣は炉下部に設け られた出銑口から溶滓 (ス ラ グ) と と もに排出 し た。
製鍊用溶解還元炉 7 1 の排ガス 2 5 の一部は回転炉床炉 1 1 で用いる 燃料と して使用 し、 残り は他の設備の燃料用と して回収 した。
試験は、 第 1 3表に示す 4 ケース について実施 した。
第 13 表
炉 項 目 ケ-ス 1 ケ-ス 2 ケ-ス 3 ケ-ス 4 予備 予備還元炉炉床上への混合物の へ。ぃ 'ッ卜" V-ッ卜'- へ'ッド- 還元炉 置き方 使用 状態 状態 状態 ローラ 一で押圧 ― ― 実施 実施 可燃性揮発成分発生期間に ― ― 実施 混合物表面への酸素含有 ス吹付
鉱石 (kg/pt) 1436 1436 1436 1436 空気予熱温度 (°C) 600 600 600 600 気畺 (NmVpt) 2145 2142 2145 2144 製鍊炉排ガス使用量 (NmVpt) 538 539 538 538 予備還元炉内還元時間 (min) 10 18 15 10 還元鉄金属化率 (%) 92.0 91.7 92.0 91.9 還元鉄排出温度 (°C) 1150 1150 1150 1150 炉床への還元鉄固着 若干 若干 若干 若干 発生 発生 発生 発生 製鍊炉 還元鉄装入温度 (°C) 800 800 800 800
石炭 (kg/pt) 282 283 282 282 酸素 (NmVpt) 282 283 282 283 溶銑温度 CO 1500 1500 1500 1500 溶銑 [C] (%) 4.0 4.0 4.0 4.0 溶鉄 [S] (%) 0.05 0.05 0.05 0.05 ス ラ グ (kg/pt) 177 177 177 177 ス ラグ塩基度 (一) 1.25 1.25 1.25 1.25
ケース l は従来法によ る と こ ろの原料混合物を-ペ レ ツ ト 化 した場合の 試験であ り、 こ のと きの回転炉床炉における還元時間は 1 0分であっ た。 ケース 2 は原料混合物を紛状のま ま炉内へ装入 してベ ッ ド状に した場 合であるが、 塊成化 (ペ レ ッ ト 化) しな く て も、 還元時間を約 1 8分と すれば金属化率 9 2 %の還元鉄が得られる こ と を確認 した。 こ の還元時 間は、 通常の天然ガス を改質 して得られた還元ガスを使用する シ ャ フ ト 炉型直接還元方式の還元時間が約 8 〜 1 0時間である こ と と比較する と、 極めて短く て よいこ と を示 している。
ケース 3 は原料混合物のべッ ドを押圧 して見掛け密度を上昇させた場 合で、 還元時間は 1 5分と短縮 してお り、 押圧の効果が大きいこ とを確 認 した。 こ のべッ ドを押圧する こ と に よ る還元時間の短縮は、 実施例 1 で述べたよ う に、 押圧によ り原料の粒子同士が密着してべッ ド内の伝熱 が促進され、 べッ ド内の昇温速度が上昇 した こ と に よ る ものと考え られ る。 また、 ダス ト ロ ス割合は 0 . 2 %であ り、 ケース 2 の 0 . 5 %と比 較する と低下 してお り、 べ ッ ドの押圧が原料の飛散抑制に も効果的であ る こ と を確認 した。
ケース 4 は原料混合物のべッ下を塡圧ローラーで押圧 した後、 石炭中 の可燃性揮発成分の発生が続く 約 2 分間だけベッ ド表面に空気を供給 し、 石炭から発生する可燃性揮発成分をベ ッ ド表面でも燃焼させた場合であ る。 こ の結果、 還元時間はケース 3 に比べて更に 5分間も短縮され、 ベ ッ ドから発生する可燃性揮発成分の燃焼をべ ッ ド表面でも行わせなが ら 加熱、 昇温する方法の有利性を確認 した。
以上のケース 1 〜ケース 4のいずれにおいて も、 約 8 0 0 °Cの還元鉄 を精鍊用溶解還元炉へ装入 して、 炭素 4 . 0重量%、 硫黄 0 . 0 5重量 %を含む良質の溶銑を製造する こ とができた。 産業上の利用可能性 - 上述したよ う に、 本発明の還元鉄の製造方法によれば、 原料混合物を 紛状のま ま炉内へ装入 して炉床上にべ ッ ドを形成 した後、 又はそのべ ッ ドを押圧 した後、 高温還元するので、 原料混合物をペ レ ッ ト 化等、 塊成 化する際に必要と されていた塊成化設備と塊成化物の乾燥設備が不要に な り、 設備費及び運転費を削減 して還元鉄製造コ ス ト を低減する こ とが できる。 こ の方法は、 上述 した本発明の還元鉄の製造装置を用いれば容 易に実施する こ とができ る。
更に、 上記の方法で得られた還元鉄を高温状態で竪型炉又は製鍊用溶 解還元炉に装入 して高熱効率で溶解し、 良質の溶銑を製造する こ とがで き る。

Claims

請 求 の 範 囲
1. 下記 ( a ) 〜 ( c ) の工程で構成される粉状酸化鉄か らの還元鉄の 製造方法。
( a ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合 して原料混合物を得る混合 工程、
( b ) 前記混合物を粉状のま ま還元炉内へ装入 して、 炉床上にほぼ均 一な厚さのべッ ドを形成する工程、
( c ) 炉内へ燃料と酸素含有ガス を吹き込んで、 その燃料と前記固体 還元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固体還元剤によ り 還元さ れて発生する C Oガス と を燃焼させ、 炉内温度を 1 1 0 0 °C以上に維持 して、 前記酸化鉄を還元する還元工程。
2. 下記 ( a ) 〜 ( d ) の工程で構成される粉状酸化鉄か らの還元鉄の 製造方法。
( a ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合 して原料混合物を得る混合 工程、
( b ) 前記混合物を粉状のま ま還元炉内へ装入 して、 炉床上にほぼ均 一な厚さのべッ ドを形成する工程、
( c ) そのべッ ドを押圧 して原料混合物の見掛け密度を上昇させる行 程、
( d ) 炉内へ燃料と酸素含有ガスを吹き込んで、 その燃料と前記固体 還元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固体還元剤によ り還元さ れて発生する C〇 ガス とを燃焼させ、 炉内温度を 1 1 0 0 °C以上に維持 して、 前記酸化鉄を還元する還元工程。
3. 還元炉が、 水平に回転移動する炉床を有する回転炉床炉である請求 の範囲 1 又は 2に記載の還元鉄の製造方法。
4. 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合する際、 水又はバイ ンダーの 1 種以上を単独又は複合で添加する請求の範囲 1 ない し 3の何れかに記載 の還元鉄の製造方法。
5 . 還元炉の炉床上に形成 した原料混合物のべッ ド上にセ メ ン ト 含有液 を散布する請求の範囲 1 ない し 4 の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
6 . 原料混合物のべ ッ ド中の固体還元剤からの可燃性揮発成分の発生が ほぼ終了する までは酸素含有ガス をベ ッ ド表面へ供給 して可燃性揮発成 分をその表面で燃焼させ、 可燃性揮発成分の発生が終了 した後は炉内温 度が 1 1 0 0 °C以上になる よう に維持 して酸化鉄を還元する請求の範囲
1 ない し 5 の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
7 . 還元炉の炉床上に粉状の固体還元剤を敷き、 その上に原料混合物を 紛状のま ま装入する請求の範囲 1 ない し 6 の何れかに記載の還元鉄の製 造方法。
8 . 還元して得られる還元鉄を、 炉床の移動方向 と直角の方向に往復移 動する押 し出 し装置に よ り排出する請求の範囲 1 ない し 7 の何れかに記 載の還元鉄の製造方法。
9 . 還元 して得られる還元鉄を、 炉床の幅方向の中央を起点と して炉床 の移動方向に向けて V字状に広がる排出ガイ ドフ ン ス に沿っ て炉床の 両側に排出する請求の範囲 1 ない し 7 の何れかに記載の還元鉄の製造方 法。
1 0 . 炉床上に残留する還元鉄粉を、 還元鉄の排出部か ら原料装入部ま での間で、 噴射ガス流によ り吹き飛ば して炉床上から除去する請求の範 囲 3 ない し 9 の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
1 1 . 炉床上に残留する還元鉄粉を、 還元鉄の排出部から原料装入部ま での間で、 回転する羽根を備え る箒で掃き出 して炉床上から除去する請 求の範囲 3 ない し 9 の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
1 2 . 炉床上に残留する還元鉄粉および固着物を、 還元鉄の排出部から 原料装入部までの間で、 炉床の移動方向と交差する方向に往復運動が可 能で、 かつ下端を炉床に接触させたス ク レーパーによ り搔き取っ て炉床 上か ら除去する請求の範囲 3 ない し 9 の何れかに記載の還元鉄の製造方 法。
1 3 . 炉床上に残留する還元鉄粉を、 還元鉄の排出部から原料装入部ま での間に設け られた吸引フー ドを通 して吸引 し、 炉床上か ら除去する請 求の範囲 3 ない し 9 の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
1 4 . 還元鉄の排出部に設けられた排鉱装置の固定ス ト ツ バ一フ ヱ ン ス の炉床移動方向側に下端を炉床に接触させて設けたス ク レーパー型ゲー ト によ り還元鉄粉の炉床上での残留を防止する請求の範囲 1 ない し 9 の 何れかに記載の還元鉄の製造方法。
1 5 . 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合する混合機と、 混合 して得ら れた原料混合物を紛状のま ま還元炉内へ装入 して炉床上にほぼ均一な厚 さのべッ ドを形成する装入装置と、 炉内へ装入された混合物中の酸化鉄 を還元する還元炉を有 し、 還元炉が、 前記混合物の装入口、 酸化鉄を加 熱還元 して得られる還元鉄の排出 口及び炉内で発生する ガス の排気口 を 備える炉体と、 炉内に設け られた水平に回転移動する炉床と、 炉内へ燃 料と酸素含有ガス を吹き込んで燃料を燃焼させるバーナーを有する回転 炉床炉である請求の範囲 1 に記載の方法を実施するための還元鉄の製造 装置。
1 6 . 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合する混合機と、 混合 して得ら れた原料混合物を紛状のま ま還元炉内へ装入 して炉床上にほぼ均一な厚 さのべッ ドを形成する装入装置と、 炉内へ装入された混合物のべ ッ ドを 押圧して原料混合物の見掛け密度を上昇させる手段と、 炉内へ装入され た混合物中の酸化鉄を還元する還元炉を有 し、 還元炉が、 前記混合物の 装入口、 酸化鉄を加熱還元 して得られる還元鉄の排出 口及び炉内で発生 する ガス の排気口 を備え る炉体と、 炉内に設けられた水平に回転移動す る炉床と、 炉内へ燃料と酸素含有ガスを吹き込んで燃料を燃焼させるバ 一ナーを有する回転炉床炉である請求の範囲 2 に記載の方法を実施する ための還元鉄の製造装置。
1 7. 下記 ( a ) 〜 ( f ) の工程で構成される粉状酸化鉄か らの溶銑の 製造方法。
( a ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合 して原料混合物を得る混合 工程、
( b ) 前記混合物を紛状のま ま予備還元炉内へ装入 して、 炉床上にほ ぼ均一な厚さのべッ ドを成形する工程、
( c ) 炉内へ燃料と酸素含有ガス を吹き込んで、 その燃料と前記固体 還元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固体還元剤によ り還元さ れて発生する C Oガス と を燃焼させ、 炉内温度を 1 1 0 0 °C以上に維持 して、 前記酸化鉄を還元する予備還元工程、
( d ) 前記予備還元工程で得られた還元鉄を、 前記予備還元炉から 5 0 0 °c以上の温度で排出させる排出工程、
( e ) 前記排出工程で排出 した高温状態の還元鉄と、 塊粒状の炭材と フ ラ ッ ク ス を、 炉内に炭材の充塡層を有 し、 炉下部に設置された羽口か ら酸素含有ガス を吹き込み羽口前の炭材を燃焼させて高温の還元ガス を 発生させる竪型炉へその炉上部から装入 し、 還元と溶解を行い、 溶銑と 溶滓を炉下部出銑口から排出する還元 · 溶解工程、
( f ) 竪型炉の生成ガス を回収する と と も に、 その一部を予備還元用 燃料と して前記予備還元炉へ導入する ガス回収工程。
1 8. 下記 ( a ) 〜 ( f ) の工程で構成される粉状酸化鉄からの溶銑の 製造方法。
( a ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合 して原料混合物を得る混合 工程、
( b ) 前記混合物を紛状のまま予備還元炉内へ装入 して、 炉床上にほ ぼ均一な厚さのべッ ドを形成する工程、
( c ) 炉内へ燃料と酸素含有ガスを吹き込んで、 その燃料と前記固体 還元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固-体還元剤によ り還元さ れて発生する C O ガス と を燃焼させ、 炉内温度を 1 1 0 0 °C以上に維持 して、 前記酸化鉄を還元する予備還元工程、
( d ) 前記予備還元工程で得られた還元鉄を、 前記予備還元炉から 5 0 0 °c以上の温度で排出させる排出工程、
( e ) 前記排出工程で排出 した高温状態の還元鉄と炭材と フ ラ ッ ク ス を、 炉内に溶融金属浴と溶融ス ラ グ浴と を有 し、 底部から攪拌用ガス を 溶融金属浴内へ吹き込んで溶融金属浴と溶融ス ラ グ浴を攪拌し、 上部か ら酸素を炉内へ供給する製鍊用溶解還元炉へその炉上部か ら装入 し、 還 元と溶解を行い、 溶銑と溶滓を炉下部出銑口から排出する還元 · 溶解ェ§、
( f ) 製鍊用溶解還元炉の生成ガス を回収する と と も に、 その一部を 予備還元用燃料と して前記予備還元炉へ導入する ガス回収工程。
1 9 . 予備還元炉の炉床上に原料混合物のほぼ均一な厚さのべ ッ ドを形 成 した後、 そのべッ ドを押圧して前記混合物の見掛け密度を上昇させる 請求の範囲 1 7 又は 1 8 に記載の溶銑の製造方法。
2 0 . 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合する際、 水又はバイ ンダーの 1 種以上を単独又は複合で添加する請求の範囲 1 7 ない し 1 9 の何れか に記載の溶銑の製造方法。
2 1 . 予備還元炉の炉床上に形成 した原料混合物のべ ッ ド上にセメ ン ト 含有液を散布する請求の範囲 1 7 ない し 2 0 の何れかに記載の溶銑の製 造方法。
2 2 . 原料混合物のべッ ド中の固体還元剤からの可燃性揮発成分の発生 がほぼ終了する までは酸素含有ガス をベ ッ ド表面へ供給 して可燃性揮発 成分をその表面で燃焼させ、 可燃性揮発成分の発生が終了 した後は炉内 温度が 1 1 0 0で以上になるよう に維持して酸化鉄を還元する請求の範 囲 1 7 ない し 2 1 の何れかに記載の溶銑の製造方法。
2 3 . 予備還元炉の炉床上に粉状の固体還元剤を き、 その上に原料混 合物を粒状のま ま装入する請求の範囲 1 7 ない し 2 2 の何れかに記載の 溶銑の製造方法。
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