WO2007039938A1 - V、Mo及びNi含有物の焙焼方法、及びV、Mo及びNi含有物焙焼用ロータリーキルン - Google Patents

V、Mo及びNi含有物の焙焼方法、及びV、Mo及びNi含有物焙焼用ロータリーキルン Download PDF

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Hiroichi Sugimori
Nobuo Ehara
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Definitions

  • V, Mo, and Ni-containing materials In order to reduce V, Mo, and Ni-containing materials with a reducing agent and recover valuable metals such as V, Mo, and Ni, the V, Mo, and Ni-containing materials containing C and S are oxidized in advance. It relates to a method for roasting materials containing V, Mo, and Ni that are roasted to remove C and S.
  • a desulfurization catalyst is provided in the refining process.
  • heavy metals such as Ni, Mo and V are condensed in the form of oxides. The ability to recover these Ni, Mo, and V oxides in the form of metal is desired for effective utilization of waste.
  • the inventor has a roasting step of roasting V, Mo and Ni-containing materials, and V, Mo and Ni A process of generating V-containing slag and Fe-Mo-Ni alloy by charging Ni-containing material, reducing agent and flux into a heating furnace and reducing them by heating, and introducing a reducing agent into V-containing slag A process for producing Fe-V alloy and CaO-AlO slag, and a method for recovering valuable metals.
  • Patent Document 1 Japanese Patent Application Laid-Open No. 2004-285473
  • the process of removing S and C from the Fe-Mo-Ni-based alloy by applying force is to discharge the Fe-Mo-Ni-based alloy into a calothermal furnace, and add lime, CaO-AlO-based flux and CaO-- Al O—FeO flux
  • the problem of the present invention is that the C content in the roasted ore can be reduced to 0.5% or less and the S content to 0.5% or less, and the yield of Mo can be ensured to be 90% or more.
  • the purpose is to provide a baking method.
  • the invention according to claim 1 is a method in which V, Mo and Ni-containing materials are reduced with a reducing agent.
  • V A method for roasting Mo and Ni-containing materials, wherein a panner is provided on the raw material charging side of a roasting furnace into which V, Mo and Ni-containing materials containing C and S as raw materials are charged, Inside the furnace, the direction in which the raw material moves and the gas flow of the oxygen-containing gas introduced into the roasting furnace are made parallel.
  • the invention according to claim 10 includes C and S components in advance in order to recover V, Mo and Ni valuable metals by reducing V, Mo and Ni containing materials with a reducing agent.
  • V, Mo and Ni containing materials are oxidized and roasted to remove C and S components.
  • V, Mo and Ni containing materials are rotary kilns that contain C and S components as raw materials.
  • FIG. 1 Overall view of operation equipment for carrying out the method for roasting V, Mo and Ni-containing materials of the present invention
  • FIG. 2 Schematic showing a countercurrent rotary kiln of a comparative example
  • FIG. 4 Cross section of rotary kiln of the present invention
  • V, Mo and Ni-containing materials are used as raw materials.
  • at least one of used desulfurization catalyst directly desulfurization catalyst, indirect desulfurization catalyst
  • boiler ash boiler sludge
  • nickel sludge nickel sludge
  • ammonium metavanadate or a mixture thereof is used as a raw material.
  • Table 1 shows an example of ingredients for each raw material.
  • FIG. 1 shows an overall view of an operation facility for carrying out a method for roasting V, Mo and Ni-containing materials.
  • Raw materials are stored in the processed hopper 1 for each type.
  • a fixed amount supply device 2 is provided at the lower part of the processed product hopper 1, and a predetermined amount is cut out to the transport competitor 3.
  • the ingredients of the raw material are adjusted by this constant supply device 2.
  • the conveyor 3 conveys the cut material to the material receiving hopper 4.
  • a raw material agitating / feeding machine 5 comprising a screw compressor is provided below the raw material receiving hono 4.
  • the raw material agitation feeder 5 agitates the raw material and drops it to the feed chute 6.
  • the feed chute 6 guides the raw material to the roasting furnace 8 of the rotary kiln 7.
  • the kiln also has a vertical kiln.
  • a horizontal rotary kiln 7 is selected.
  • the raw materials are solid, mud, powder, and their mixture, and the mixture is close to sludge.
  • the rotary kiln 7 includes a roasting furnace 8 for oxidizing and roasting V, Mo, and Ni-containing materials, and a secondary combustion chamber 9 for secondary combustion of exhaust gas.
  • a gear 10 is provided on the outer periphery of the cylindrical roasting furnace 9, and the roasting furnace 8 is rotated by a motor (not shown).
  • the roasting furnace 8 is inclined downward from the raw material charging side 8a to the raw material discharging side 8b so that the raw material can be moved to the raw material charging side force raw material discharging side.
  • the roasting furnace 8 and the secondary combustion chamber 9 are coupled so that the roasting furnace 8 can rotate and the airtightness of the joint is maintained.
  • the exhaust gas discharged from the exit of the roasting furnace 8 is guided to the secondary combustion chamber 9 and then moves up in the secondary combustion chamber 9.
  • the exhaust gas is secondarily combusted in the secondary combustion chamber 9 and then detoxified and discharged through, for example, a waste heat recovery facility, exhaust gas cooling facility, exhaust gas treatment facility, and dust collection facility (not shown).
  • a charging inlet connected to the feed chute 6 is opened.
  • the front wall 10 is provided with a PANA 11 penetrating therethrough.
  • Pana 11 emits a flame from the front wall 10 toward the downstream side of the roasting furnace 8.
  • a fuel supply line 12 and a combustion air line 13 are connected to the parner 11.
  • Fuel such as heavy oil is supplied from the fuel tank 15 to the PANA 11 by the fuel pump 14.
  • Pana 11 is supplied with combustion air via a blower 16.
  • an air supply line 1 as an oxygen-containing gas introduction line 1 7 is connected on the raw material charging side 8a of the roasting furnace 8. Oxygen in the air supplied from the air supply line 17 is used for the oxidation of C and S. This air supply line 17 branches off from the combustion air line 13.
  • the raw material is charged into the roasting furnace 8 from the feed chute 6.
  • the raw material charged into the roasting furnace 8 is heated by the initial charging force Pana 11.
  • the raw material is heated while being stirred in the roasting furnace, and moves from the raw material charging side 8a to the raw material discharge side 8b. Since the air supply line 17 is connected to the raw material charging side 8a of the roasting furnace, the direction in which the raw material moves inside the roasting furnace 8 and the air introduced into the roasting furnace 8 are parallel.
  • a rotary kiln with such a gas flow is called a parallel-flow rotary kiln.
  • the rotary kiln in which the moving direction of the raw material (1) and the air flow introduced into the roasting furnace (2) are opposite is called a countercurrent rotary kiln. .
  • Fig. 3 is a graph comparing the temperature distribution, de-C, and de-S conditions in the roasting furnace between a cocurrent rotary kiln and a countercurrent rotary kiln.
  • the burner 11 is provided on the raw material charging side 8a of the roasting furnace 8, so the temperature rises on the raw material charging side 8a of the roasting furnace 8, and gradually increases on the raw material discharge side 8b. The temperature goes down.
  • the panner is installed on the raw material discharge side of the roasting furnace, so the temperature is lowered on the raw material input side of the roasting furnace, and the temperature gradually increases toward the raw material discharge side. Go up.
  • FIG. 4 shows a cross-sectional view of the rotary kiln of the present embodiment.
  • a panner 11 may be provided on the raw material charging side 8a of the roasting furnace 8.
  • the temperature decreases on the raw material discharge side 8b of the roasting furnace 8 simply by providing the pan 11 on the raw material charging side 8a of the roasting furnace 8. Only the heat generated when the S component is oxidized dissipates heat, so the temperature drops on the material discharge side 8b. If so, the oxidation reaction for S may stop.
  • the burner 11 in order to compensate for heat generated when the S component undergoes an oxidation reaction, the burner 11 includes a short flame burner 22 and a long flame burner 21 and further faces the side wall of the secondary combustion chamber 9. Burner 23 is provided. Then, the temperature in the roasting furnace 8 is controlled to be almost constant by the three panners 21, 22, 23 from the raw material charging side 8a to the raw material discharging side 8b.
  • the short flame pan 22 is provided for burning the C content in the raw material simultaneously with the raw material charging, and raises the temperature of the raw material charging side 8a of the roasting furnace 8.
  • the long flame burner 21 emits a flame longer than the flame of the short flame burner 22 and raises the temperature of the central portion of the roasting furnace 8.
  • Opposing Pana 2 3 radiates a flame in the opposite direction to the flame radiated from the long flame Pana 21 and short flame Pana 22 (the raw material discharge side 8b force is also directed to the raw material charging side 8a), and the roasting furnace 8 Increase the temperature of the raw material discharge side 8b.
  • the counter-panner 23 is used to control the temperature at the bottom of the furnace. In addition, flying dust such as boiler ash may be exhausted without being burned in the gas flow in the roasting furnace 8.
  • the counter-panner 23 has the role of burning these at the bottom of the furnace.
  • a fuel supply line 12 and a combustion air line 13 are connected to the opposed partner 23.
  • a cooling water nozzle 24 is provided on the front wall 11 of the roasting furnace 8. This is to prevent the local high temperature from being rapidly burned when the raw material is charged.
  • the cooling water nozzle 24 is, for example, a two-fluid type, and droplets having a fine particle diameter are sprayed on the raw material charging side 8a of the roasting furnace 8 as cooling water.
  • the roasted ore after oxidation roasting is discharged from the roasting furnace 8 to the secondary combustion chamber 9.
  • the secondary combustion chamber 9 is provided with bifurcated material outlets 25 and 26 for separating roasted ore and flying dust.
  • the outlet 25 for roasting ore is provided on the side of the roasting furnace 8, and the outlet 26 for flying dust is provided on the side wall side of the secondary combustion chamber 9.
  • the roasted ore reaches outlet 25 and is discharged from this outlet 25.
  • the flying dust drops at a low flow velocity in the secondary combustion chamber 9 and is discharged from the outlet 26 of the flying dust.
  • the raw material is oxidized and roasted at a temperature in the roasting furnace of 800 ° C to 950 ° C and a residence time in the roasting furnace of 2 hours or more.
  • a temperature of 800 ° C or higher is a temperature suitable for oxidizing and removing heavy oil adhering to the raw material or C, and a temperature of 950 ° C or lower lowers the recovery rate due to Mo sublimation. This is to prevent this from happening.
  • the reason why the residence time in the roasting furnace is 2 hours or more is to sufficiently reduce the C and S contents.
  • the ratio (air ratio) between the amount of air introduced into the rotary kiln 7 and the amount of air necessary to oxidize combustibles in the raw material is set to 1.5 to 2.5.
  • the reason why the air ratio is set to 1.5 or more is that it is peroxygen and the raw material is sufficiently roasted. However, if it is too large, the air Since the inside of the furnace is cooled, the temperature is lowered and the amount of exhaust gas is increased. Therefore, it should be 2.5 or less.
  • the air ratio is the ratio between the amount of air introduced into the rotary kiln and the amount of air required to completely burn the combustibles in the raw material, and 1.0 is equivalent.
  • the combustibles in the raw material are H, N, and S.
  • the occupation ratio (filling ratio) of the raw material with respect to the cross-sectional area of the roasting furnace 8 is set to 12% or less.
  • the raw material charged into the roasting furnace 8 comes into contact with air only on its surface.
  • the specific surface area of the raw material decreases, so that contact between air and the raw material is not sufficient. Therefore, the filling rate is kept below 12%.
  • the production efficiency will deteriorate.
  • the gas flow rate in the roasting furnace 8 is set to 3 mZs or less. Dust with a small specific gravity, such as boiler ash, may fly to the dust collector with the exhaust gas without being burned sufficiently. This phenomenon is mitigated by reducing the wind speed in the roasting furnace 8.
  • a method for recovering valuable metals such as V, Mo and Ni by heating the roasted ore in a heating furnace after oxidation roasting and reducing it with a reducing agent will be described below.
  • FIG. 6 shows a flow of a method for recovering valuable metals.
  • the roasted ore, reducing agent, and lime as flux are charged into an electric furnace as a heating furnace (Sl). These are heated and reduced to produce V-containing slag and Fe—Mo—Ni alloys.
  • the Fe-Mo-Ni alloy is de-S, P, and C removed.
  • the P content in the raw material remains in the Fe-Mo-Ni alloy.
  • the S content is strict, so it is necessary to remove it.
  • the C content needs to be removed because there is carburization from the electrode.
  • the Fe—Mo—Ni alloy is poured into a ladle furnace as a heating container (S2). Next, lime, CaO-Al O-based flux, and CaO-Al O-FeO-based
  • V-containing slag is also poured into a ladle furnace as a heating container (S2).
  • This ladle furnace is also supplied with A1 reducing agent, lime and VO for V component adjustment.
  • A1 reducing agent lime and VO for V component adjustment.
  • Fe-V alloy and CaO-AlO slag are generated with V-containing slag force.
  • Table 2 shows an example of the standards required for the final product.
  • Fe-V alloy for example, a standard equivalent to a JIS No. 2 standard product is required. In this standard, it is necessary to adjust the V component to 45 to 55 mass%, keep the C, Si, P, and S components low, and keep the Ni, Mo, and A1 components low.
  • Fe-Ni-Mo alloys have standards for use in the steel field, for example. According to these standards, it is necessary to keep the P and S components low. It is also necessary to keep the S value of calcium aluminate low.
  • the raw material was roasted in a rotary kiln.
  • the rotary kiln used is a continuous rotary kiln shown in Fig. 7.
  • the time required for treatment is the combustion time for C minutes + the removal time for S minutes.
  • the C component ratio is also decreasing. Table 8 shows the evaluation of the test results focusing on the S component ratio.

Abstract

 焙焼鉱中のC分を0.5%以下及びS分を0.5%以下に低減でき、Moの歩留まりも90%以上確保することができる焙焼方法を提供する。  V、Mo及びNi含有物を還元剤で還元してV、Mo及びNiの有価金属を回収するために、事前にC分及びS分を含むV、Mo及びNi含有物をロータリーキルン7で酸化焙焼してC分及びS分を除去する。原料としてC分及びS分を含むV、Mo及びNi含有物が装入される焙焼炉8の原料装入側8aにバーナ11を設け、前記焙焼炉8の内部で、原料の移動する方向と、前記焙焼炉8に導入される酸素含有ガスのガス流れとを並行にする。

Description

明 細 書
V、 Mo及び Ni含有物の焙焼方法、及び V、 Mo及び Ni含有物焙焼用口 一タリーキルン
技術分野
[0001] V、 Mo及び Ni含有物を還元剤で還元して V、 Mo及び Niの有価金属を回収するた めに、事前に C分及び S分を含む V、 Mo及び Ni含有物を酸化焙焼して C分及び S分 を除去する V、 Mo及び Ni含有物の焙焼方法に関する。
背景技術
[0002] 例えば発電所のように石油系燃料を燃料とするボイラーにおいては、ボイラーの底 に沈着するボイラースラッジ、集塵装置に捕捉されるボイラー灰の中に、 Ni、 Vの重 金属が酸化物の形態で凝縮されて 、る。ボイラー灰を湿式アルカリ処理して得られる メタバナジン酸アンモ-ゥムにも、 Vの重金属が酸ィ匕物の形態で凝縮されている。
[0003] 石油精製、ガス処理工業等の分野にお!ヽては、精製過程で脱硫触媒が設けられて いる。この使用済脱硫触媒にも、 Ni、 Mo、 Vの重金属が酸化物の形態で凝縮されて いる。これら Ni、 Mo、 Vの酸ィ匕物をメタルの形態で回収すること力 廃棄物の有効活 用として望まれている。
[0004] 発明者は、このような V、 Mo及び Ni含有物からの有価金属の回収方法の一つとし て、 V、 Mo及び Ni含有物を焙焼する焙焼工程と、 V、 Mo及び Ni含有物、還元剤及 びフラックスを加熱炉に装入し、これらを加熱還元することで、 V含有スラグ及び Fe— Mo— Ni系合金を生成させる工程と、 V含有スラグに還元剤を投入して Fe—V系合 金及び CaO— Al Oスラグを生成させる工程と、を備える有価金属の回収方法を提
2 3
案している (特許文献 1、請求項 1参照)。
[0005] この特許文献 1に記載の有価金属の回収方法では、 V、 Mo及び Ni含有物中の C 分及び S分をまず焙焼工程で酸ィ匕物にして除去し、次に V、 Mo及び Ni含有物を還 元剤で還元して Fe— Mo— Ni系合金を生成した後、 Fe— Mo— Ni系合金中の脱 S 、脱 Cを行っている。脱 S、脱 Cを行うのは、 Fe— Mo— Ni系合金に鉄鋼分野で使用 され規格があり、この規格によれば S分を低く抑える必要があるからである。 [0006] 特許文献 1:特開 2004— 285473号公報
発明の開示
発明が解決しょうとする課題
[0007] し力し、 Fe— Mo— Ni系合金を脱 S、脱 Cする工程は、 Fe— Mo— Ni系合金をカロ熱 炉に出湯し、石灰、 CaO— Al O系フラックス及び CaO— Al O— FeO系フラックス
2 3 2 3
を添加して攪拌するという工程を経るので、工程自体が複雑になるし、脱硫材の廃棄 物処理も必要になる。これらはコストアップにつながり、リサイクル事業を実現させ難く する。し力も、 Fe— Mo— Ni系合金からの脱S、脱 Cには限界があり、 Fe— Mo— Ni 系合金中の C分、 S分の含有量によっては合金の規格を満足することができなくなる
[0008] それゆえ、 V、 Mo及び Ni含有物を還元剤で還元して有価金属を回収するプロセス を実現するにあっては、還元工程の前の焙焼工程で、 V、 Mo及び Ni含有物からでき るだけ S分及び C分を除去することが重要になってくる。ただし、焙焼工程で Moが昇 華してしまうと Moの回収率が悪くなつてしまうので、 Moの昇華にも留意する必要が ある。
[0009] そこで本発明の課題は、焙焼鉱中の C分を 0. 5%以下及び S分を 0. 5%以下に低 減でき、 Moの歩留まりも 90%以上確保することができる焙焼方法を提供することを 目的とする。
課題を解決するための手段
[0010] 発明者は、上記課題を解決するために各種のロータリーキルンを用いて実験を重 ねた。その結果、焙焼炉の内部での脱 Cと脱 Sの順番、すなわち脱 Cされた後に脱 S 力 s生じること、裏をいえば脱 Cされない限り脱 Sが生じ難いこと (なぜならば、脱 Sは酸 化雰囲気で起こる反応であり、 C分が残っている限り脱 Cに酸素が使用されてしまうか らである)に着目した。そして、焙焼炉の原料装入側で c分を酸化させ、その後焙焼 炉の中央部から原料排出側にかけて S分を酸化することで、 S分の酸化の反応時間 を長くとることができ、最終的には焙焼鉱中の C分及び S分共に極めて低減できること を知見した。
[0011] 具体的には請求項 1に記載の発明は、 V、 Mo及び Ni含有物を還元剤で還元して V、 Mo及び Niの有価金属を回収するために、事前に C分及び S分を含む V、 Mo及 び Ni含有物をロータリーキルンで酸ィ匕焙焼して C分及び S分を除去する V、 Mo及び Ni含有物の焙焼方法であって、原料として C分及び S分を含む V、 Mo及び Ni含有 物が装入される焙焼炉の原料装入側にパーナを設け、前記焙焼炉の内部で、原料 の移動する方向と、前記焙焼炉に導入される酸素含有ガスのガス流れとを並行にす ることを特徴とする。
[0012] 請求項 10に記載の発明は、 V、 Mo及び Ni含有物を還元剤で還元して V、 Mo及 び Niの有価金属を回収するために、事前に C分及び S分を含む V、 Mo及び Ni含有 物を酸化焙焼して C分及び S分を除去する V、 Mo及び Ni含有物焙焼用ロータリーキ ルンであって、原料として C分及び S分を含む V、 Mo及び Ni含有物が装入される焙 焼炉と、前記焙焼炉の原料装入側に設けられるパーナと、前記焙焼炉内に酸素含 有ガスを導入する酸素含有ガス導入ラインと、を備え、前記焙焼炉の内部で、原料の 流れと前記焙焼炉に導入される酸素含有ガスとが並行であることを特徴とする。 発明の効果
[0013] 請求項 1又は 10に記載の発明によれば、原料が焙焼炉に装入されたときに焙焼炉 の原料装入側が高温雰囲気になって 、るので、まず焙焼炉の原料装入側で C分が 酸化され、その後焙焼炉の中央部から原料排出側にかけて S分が酸化される。 S分 の酸ィ匕の反応時間を長くとることができるので、焙焼鉱中の C分及び S分共に極めて 低減することができる。
図面の簡単な説明
[0014] [図 1]本発明の V、 Mo及び Ni含有物の焙焼方法を実施するための操業設備の全体 図
[図 2]比較例の向流式ロータリーキルンを示す概略図
[図 3]並流式ロータリーキルンと向流式ロータリーキルンとを比較したグラフ
[図 4]本発明のロータリーキルンの断面図
[図 5]焙焼炉の断面図
[図 6]有価金属の回収方法のフローを示す図
[図 7]実施例のロータリーキルンの断面図 符号の説明
[0015] 1…処理物ホッパ
2…定量供給装置
3…搬送コンペャ
4…原料受入ホッパ
5…原料撹拌供給機
6· ··給鉱シュート
ァ…ロータリーキルン
8…焙焼炉
8a…原料装入側
8b…原料排出側
9…二次燃焼室
10…フロントウォール
11 · ··パーナ
22· ··短炎パーナ
21…長炎パーナ
23· ··対向パーナ
24· ··冷却水ノズル
25, 26· ··原料排出口
発明を実施するための最良の形態
[0016] 以下、本発明の一実施形態における V、 Mo及び Ni含有物の焙焼方法を説明する 。本実施形態では、 V、 Mo及び Ni含有物を原料とする。具体的には使用済脱硫触 媒 (直接脱硫触媒、間接脱硫触媒)、ボイラー灰、ボイラースラッジ、ニッケル系スラッ ジ、メタバナジン酸アンモ-ゥム等の少なくとも一つ又はこれらの混合物を原料とする 。表 1は原料毎の成分の一例を示す。
[0017] [表 1]
Figure imgf000007_0001
は C分が例えば 80%程度含まれる力 Mo分が含まれていない。カーボン系スラッジ には水分が例えば 50%も含まれる。このように多種多様な成分を有する廃棄物を原 料としている。原料は重油又は水分が付着した状態になっている。
[0019] 図 1は、 V、 Mo及び Ni含有物の焙焼方法を実施するための操業設備の全体図を 示す。原料はその種類毎に処理物ホッパ 1に貯蔵される。処理物ホッパ 1の下部には 定量供給装置 2が設けられ、所定量が搬送コンペャ 3に切り出される。この定量供給 装置 2により原料の成分が調整される。搬送コンペャ 3は切り出された原料を原料受 入ホッパ 4に搬送する。この原料受入ホッノ 4の下部には、スクリューコンペャからな る原料撹拌供給機 5が設けられる。原料撹拌供給機 5は原料を撹拌して給鉱シュート 6へ落下させる。給鉱シュート 6は原料をロータリーキルン 7の焙焼炉 8へ導く。
[0020] キルンには縦型キルンもある力 本発明では横型のロータリーキルン 7を選択する。
原料は固形状、泥状、粉状及びこれらの混合物力 なり、混合物は汚泥に近い。
[0021] ロータリーキルン 7は、 V、 Mo及び Ni含有物を酸化焙焼する焙焼炉 8と、排ガスを 二次燃焼する二次燃焼室 9と、を備える。円筒形の焙焼炉 9の外周には歯車 10が設 けられ、焙焼炉 8は図示しないモータによって回転される。そしてこの焙焼炉 8は、原 料を原料装入側力 原料排出側へ移動させることができるように、原料装入側 8aから 原料排出側 8bに向けて下方に傾斜される。焙焼炉 8と二次燃焼室 9とは、焙焼炉 8が 回転可能に且つ接合部の気密が保持されるように結合される。焙焼炉 8の出口から 排出される排ガスは、二次燃焼室 9に導かれた後、二次燃焼室 9を上昇する。排ガス は二次燃焼室 9で二次燃焼された後、図示しない例えば、廃熱回収設備、排ガス冷 却設備、排ガス処理設備、集塵設備を経て無害化されて排出される。
[0022] 焙焼炉 8の原料装入側の端面であるフロントウォール 10には、給鉱シュート 6に連 結される装入口が空けられる。またこのフロントウォール 10には、パーナ 11が貫通し て設置されている。パーナ 11はフロントウォール 10から焙焼炉 8の下流側に向かって 火炎を放射する。パーナ 11には燃料供給ライン 12及び燃焼用空気ライン 13が接続 されている。パーナ 11には燃料ポンプ 14によって燃料タンク 15から重油等の燃料が 供給される。パーナ 11にはブロワ 16を介して燃焼用空気が供給される。
[0023] 焙焼炉 8の原料装入側 8aには、酸素含有ガス導入ラインとしての空気供給ライン 1 7が接続される。空気供給ライン 17から供給される空気中の酸素が C分及び S分の酸 化に使用される。この空気供給ライン 17は燃焼用空気ライン 13から分岐していてい る。
[0024] 原料は給鉱シュート 6から焙焼炉 8内へ装入される。焙焼炉 8内へ装入された原料 は装入当初力 パーナ 11によって加熱される。そして原料は、焙焼炉内において撹 拌されながら加熱され、原料装入側 8aから原料排出側 8bに移動する。焙焼炉の原 料装入側 8aに空気供給ライン 17が接続されているので、焙焼炉 8の内部で原料の 移動する方向と焙焼炉 8に導入される空気とが並行になる。このようなガス流れを持 つロータリーキルンは、並流式ロータリーキルンと呼ばれる。
[0025] これに対し、図 2に示されるように、原料の移動する方向 (1)と焙焼炉に導入される空 気の流れ (2)が対向するロータリーキルンは、向流式ロータリーキルンと呼ばれる。
[0026] 図 3は、並流式ロータリーキルンと向流式ロータリーキルンとで、焙焼炉内の温度分 布、脱 C、脱 Sの状況を比較したグラフである。並流式ロータリーキルンの場合、バー ナ 11が焙焼炉 8の原料装入側 8aに設けられているので、焙焼炉 8の原料装入側 8a で高温になり、原料排出側 8bで徐々に温度が下がる。一方、向流式ロータリーキル ンの場合、パーナが焙焼炉の原料排出側に設けられているので、焙焼炉の原料装 入側で低温になり、原料排出側に向けて徐々に温度が上がる。
[0027] 焙焼炉 8では原料中の揮発分、具体的には C分及び S分の除去が行われる。原料 の熱交換のみを考慮すると、向流式ロータリーキルンの方が熱交換効率はいい。し かし、向流式ロータリーキルンでは、焙焼炉の温度分布が原料装入側で低温になり、 原料排出側に向けて徐々に高温になる。 C分及び S分の反応はどういう順番で起こる かというと、まず C分が除去されて、その後 S分が除去される。酸化反応で S分を除去 するためには、 S分を過酸素の雰囲気にさらさなければならないところ、 C分が残って いる限り過酸素の雰囲気にならず、 S分の酸化反応の効率が悪くなる。向流式ロータ リーキルンの場合、温度が高温になる原料排出側まで原料が移動してはじめて C分 が燃焼除去される。原料が原料排出側まで移動する間は C分が燃焼除去されていな いので、 S分の酸ィ匕反応は起こらない。そして、原料排出側で C分が除去されて S分 力 Οχに変化する酸ィ匕反応が起こる。つまり、向流式ロータリーキルンの場合、 S分 が除去される反応は後半の原料排出側で起こるが、その反応時間が短いので僅か な量(図 3中斜線の部分)の S分し力脱硫できな 、。
[0028] これに対して、並流式ロータリーキルンの場合、原料が焙焼炉 8に入ったときに高温 で過酸素の状態になるから、原料装入側 8aで C分の燃焼反応が起きて C分が除去さ れる。そのあと焙焼炉 8の中央部力も原料排出側 8bにかけて過酸素の状態で S分の 酸化反応が起きる。つまり、並流式ロータリーキルンの場合、 S分が除去される反応が 焙焼炉 8の中央部力も排出側 8bにかけて時間をかけて起こるので、その反応時間が 長ぐそれゆえ図 3中斜線の部分の大量の S分を除去することができる。
[0029] 図 4は、本実施形態のロータリーキルンの断面図を示す。焙焼炉 8の原料装入側 8 aを高温にするためには、焙焼炉 8の原料装入側 8aにパーナ 11を設ければよい。し かし、焙焼炉 8の原料装入側 8aにパーナ 11を設けただけでは、焙焼炉 8の原料排出 側 8bで温度が下がっていく。 S分が酸化されるときの発熱だけでは、放熱するので、 原料排出側 8bで温度が下がる。そうすると、 S分の酸化反応が止まるおそれがある。
[0030] S分が酸化反応するときの熱を補償するために、この実施形態では、パーナ 11を 短炎パーナ 22と長炎パーナ 21とから構成し、さらに二次燃焼室 9の側壁に対向バー ナ 23を設けている。そして、これら三つのパーナ 21, 22, 23により焙焼炉 8内の温度 を原料装入側 8aから原料排出側 8bに到るまでほぼ一定に制御している。
[0031] 短炎パーナ 22は、原料装入と同時に原料中の C分を燃焼させるために設けられ、 焙焼炉 8の原料装入側 8aの温度を上昇させる。長炎パーナ 21は、短炎パーナ 22の 火炎よりも長い火炎を放射し、焙焼炉 8の中央部の温度を上昇させる。対向パーナ 2 3は、長炎パーナ 21,短炎パーナ 22から放射される火炎とは逆向き (原料排出側 8b 力も原料装入側 8aに向力 方向)に火炎を放射し、焙焼炉 8の原料排出側 8bの温度 を上昇させる。大型キルンの場合、パーナ 11の火炎の長さを最大にしても炉尻部で の温度降下が避けられない。対向パーナ 23はこの炉尻部の温度制御に用いられる 。また、ボイラー灰のような飛翔ダストは、焙焼炉 8内のガス流にのって燃焼されない で、そのまま排気される可能性がある。対向パーナ 23はこれらを炉尻部で燃焼させる 役割ももつ。対向パーナ 23には、図 1に示されるように燃料供給ライン 12及び燃焼 用空気ライン 13が接続される。 [0032] さらにこの実施形態では、焙焼炉 8のフロントウォール 11に冷却水ノズル 24を設け て ヽる。原料装入時に急激に原料が燃焼することで局所高温化することを防止する ためである。特に発熱量の高い廃触媒は局所高温ィ匕し易い。冷却水ノズル 24は例 えば二流体式で、微細な粒径の液滴を冷却水として焙焼炉 8の原料装入側 8aに噴 霧する。
[0033] 酸化焙焼が終了した焙焼鉱は、焙焼炉 8から二次燃焼室 9に排出される。二次燃 焼室 9には、焙焼鉱と飛翔ダストとを分離するための二股式の原料排出口 25, 26が 設けられる。焙焼鉱の出口 25は焙焼炉 8側に設けられ、飛翔ダストの出口 26は二次 燃焼室 9の側壁側に設けられる。焙焼鉱は出口 25に達し、この出口 25から排出され る。一方、飛翔ダストは二次燃焼室 9で流速が落ちて落下し、飛翔ダストの出口 26か ら 出される。
[0034] 飛翔ダストはガス流に乗って飛ぶので滞留時間がとれな 、。だ力 飛翔ダストには 未燃焼分が多ぐ S分が高い。一方、焙焼鉱は焙焼炉 8内で滞留するので S分が少な いという実験結果が得られている。原料排出口 25, 26を二股式にすることで、飛翔ダ ストのみを回収して再度焙焼炉に装入することができる。なお、原料排出口 25, 26を 二股式にしなくても、原料排出口 25, 26から排出される焙焼物 (焙焼鉱と飛翔ダスト との混合物)を篩い、サイクロン又は風量選別等にかけて粒度分別し、分別された飛 翔ダストを焙焼炉 8に再度装入又は最終処分してもよい。分別された粗粒物は、後ェ 程となる還元工程の V、 Mo及び Ni含有物の原料となり、加熱炉に投入される。
[0035] 次にロータリーキルン 7の操業条件を説明する。
焙焼炉内温度 800°C〜950°C、焙焼炉内滞留時間 2時間以上で原料を酸化焙焼 する。 800°C以上にするのは、原料に付着した重油とか C分を酸ィ匕して除去するのに 適した温度であり、 950°C以下にするのは Moが昇華して回収率が落ちてしまうのを 防止するためである。焙焼炉内滞留時間を 2時間以上にするのは、 C分及び S分を 十分に低減させるためである。
[0036] ロータリーキルン 7に導入される空気量と、原料中の可燃物を酸ィ匕するために必要 な空気量との比(空気比)を 1. 5〜2. 5にする。空気比を 1. 5以上にするのは、過酸 素にして原料を十分に酸ィ匕焙焼するためである。ただし、あまり大きすぎると、空気が 炉内を冷却するので温度低下を招くし、排ガス量の増大を招く。それゆえ 2. 5以下に する。空気比とは、ロータリーキルンに導入される空気量と、原料中の可燃物を完全 燃焼するために必要な空気量との比であり、 1. 0が当量分になる。原料中の可燃物 はじ, H, N, Sである。
[0037] 図 5に示されるように、焙焼炉 8の断面積に対する原料の占有率 (充填率)を 12% 以下にする。焙焼炉 8に装入された原料はその表面でしか空気に接触しない。充填 率が大きくなるほど、原料の比表面積が減るので空気と原料との接触が十分になさ れない。それゆえ、充填率は 12%以下にされる。ただし、あまり小さいと生産効率が 悪くなる。
[0038] 焙焼炉 8内のガス流速を 3mZs以下にする。ボイラー灰等の比重の小さなダストは 、十分に燃焼されずに排ガスと共に集塵機まで飛翔することもある。焙焼炉 8内の風 速を抑えることでこの現象を緩和する。
[0039] 以下に、酸化焙焼後に焙焼鉱を加熱炉にて加熱し、還元剤で還元して V、 Mo及 び Niの有価金属を回収する方法にっ 、て説明する。
[0040] 図 6は有価金属の回収方法のフローを示す。焙焼鉱、還元剤、及びフラックスとして の石灰を、加熱炉としての電気炉に装入する(Sl)。そして、これらを加熱'還元する ことで、 V含有スラグ及び Fe— Mo— Ni系合金を生成させる。
[0041] Fe— Mo— Ni系合金を V含有スラグと分離した後、 Fe— Mo— Ni系合金の脱 S, 脱 P,脱 Cを行う。原料中の P分は Fe— Mo— Ni系合金中に残る。 S分は規格が厳し いので脱 Sする必要があり、 C分は電極からの加炭もあるので脱 Cする必要がある。こ の工程では、まず Fe— Mo— Ni系合金を加熱用容器としてのレードル'ファーネスに 出湯する(S2)。次に、石灰、 CaO—Al O系フラックス、及び CaO—Al O—FeO系
2 3 2 3 フラックス等を装入し、脱 S, P, Cを行う。 Arガスや Oガス吹き (パブリング利用)は効
2
果がある。ただし、酸ィ匕焙焼工程で原料中の脱 C及び脱 Sが十分にされている場合 には、この脱 S,脱 P,脱 C工程を省略することができる。最後に脱 S,脱 P,脱 Cを行 つた Fe— Mo— Ni系合金を铸型に铸込む。
[0042] 一方 V含有スラグも、加熱用容器としてのレードル'ファーネスに出湯される(S2)。
このレードル'ファーネスには、 A1還元剤、石灰及び V成分調整用の V Oも投入され 、これにより V含有スラグ力も Fe— V系合金及び CaO— Al Oスラグが生成する。
2 3
表 2は最終的に得られる製品に要求される規格の一例を示す。
[表 2]
Figure imgf000014_0001
Figure imgf000014_0002
[0044] Fe— V系合金には例え «JIS2号規格品相当の規格が求められる。この規格では、 V成分を 45〜55mass%に調整し、 C、 Si、 P、 S成分等を低く抑える必要があり、 Ni 、 Mo及び A1成分も低く抑える必要がある。また Fe— Ni— Mo系合金には、例えば鉄 鋼分野で使用される際の規格があり、この規格によれば P、 S成分を低く抑える必要 がある。また、カルシウムアルミネートの S値も低く抑える必要がある。
実施例
[0045] 原料として、直接脱硫触媒、間接脱硫触媒、ボイラー灰、ボイラースラッジ、 -ッケ ルコンポーネントを表 3に示される使用比率で混合した。混合原料の成分比を表 4に 示す。
[0046] [表 3]
Figure imgf000015_0001
[0047] [表 4]
(混合原料 £位) (%)
Mo Ni V P S C Al203
1.04 1.70 4.63 0.14 9.15 46.8 15.1 [0048] 上記原料をロータリーキルンで焙焼試験をした。使用したロータリーキルンは図 7に 示される連続型ロータリーキルンである。
[0049] 温度 900°C、炉内占有率 12%、滞留時間 3hr、空気比 2の条件で、操業した。その 結果、表 5〖こ示されるよう〖こ、処理後の C分及び S分が 0. 1%以下に低減した。表 6に 示されるように、焙焼鉱の歩留まりも 95%以上確保できた。
[0050] [表 5]
■C, S値 (%)
Figure imgf000016_0001
[0051] [表 6]
■Mo, Ni, V /くランス
Figure imgf000016_0002
[0052] 次に、操業条件を変化させて焙焼試験をした。充填率、処理時間、温度を変化させ
、処理物の C分、 S分及び Mo分を測定した。表 7はその結果を示す。
[0053] [表 7] 投入量 時間 充填率 皿, 空気比 C S Mo
(kg) (hr) (%) (¾) (%) (%) (%)
100 1 1 7.1 900 2 1 7.80 8.50 2.43
2 3.40 4.50 2.51
3 0.45 1.02 2.30
70 1 1 2.0 900 2 1 2.40 6.90 2.29
2 0.1 0.50 2.47
3 0.04 0.09 2.31
55 1 9.4 900 2 3.40 フ.90 2,30
2 0.04 0.41 2.25
3 0.01 0.03 2.29
35 1 6.0 900 2 1.00 5.80 2.29
2 0.02 0.19 2.20
3 0.01 0.01 2.1 1
35 1 6.0 800 2 4.80 6.40 6.40
2 0.68 2.60 2.34
3 0.02 0.30 2.45
[0054] S分の除去 (硫ィ匕物の酸ィ匕焙焼)は処理物中の C分が燃焼を完了した後に起こる。
処理に必要な時間は C分の燃焼時間 + S分の除去時間になる。 S分の成分比が低 減しているときは、 C分の成分比も低減している。 S分の成分比に着目した試験結果 の評価を表 8に示す。
[0055] [表 8]
〇:<0. 1%S 厶:≤0. 5%S X : > 0. 5%S
Figure imgf000018_0001
國:良好条件
[0056] 表 8から、より S分の成分比を低減するには、処理時間 2時間以上、充填率 12%以 下にすることが望まし 、ことがわかる。
[0057] 本明糸田書 ίま、 2005年 10月 5曰出願の特願 2005— 292397に基づく。この内容【ま すべてここに含めておく。

Claims

請求の範囲
[1] V、 Mo及び Ni含有物を還元剤で還元して V、 Mo及び Niの有価金属を回収するた めに、事前に C分及び S分を含む V、 Mo及び Ni含有物をロータリーキルンで酸ィ匕焙 焼して C分及び S分を除去する V、 Mo及び Ni含有物の焙焼方法であって、 原料として C分及び S分を含む V、 Mo及び Ni含有物が装入される焙焼炉の原料装 入側にパーナを設け、
前記焙焼炉の内部で、原料の移動する方向と、前記焙焼炉に導入される酸素含有 ガスのガス流れとを並行にすることを特徴とする V、 Mo及び Ni含有物の焙焼方法。
[2] 前記原料を、焙焼炉内温度 800°C〜950°C、焙焼炉内滞留時間 2時間以上で酸 化焙焼することを特徴とする請求項 1に記載の V、 Mo及び Ni含有物の焙焼方法。
[3] 前記パーナは、前記焙焼炉の原料装入側の温度を上昇させる短炎パーナと、前記 焙焼炉の中央部の温度を上昇させる長炎パーナとからなり、
さらに前記ロータリーキルンに、前記焙焼炉の原料排出側の温度を上昇させる対向 パーナを併設することを特徴とする請求項 1又は 2に記載の V、 Mo及び Ni含有物の 焙焼方法。
[4] 前記焙焼炉の原料装入側に、前記焙焼炉の内部に冷却水を噴霧する冷却水ノズ ルを設けることを特徴とする請求項 1な 、し 3 、ずれかに記載の V、 Mo及び Ni含有 物の焙焼方法。
[5] 前記酸素含有ガスは空気であり、
前記ロータリーキルンに導入される空気量と、前記原料中の可燃物を完全燃焼す るために必要な空気量との比(空気比)は、 1. 5〜2. 5であることを特徴とする請求 項 1な 、し 4 、ずれかに記載の V、 Mo及び Ni含有物の焙焼方法。
[6] 前記焙焼炉の断面積に対する前記原料の占有率 (充填率)は、 12%以下であるこ とを特徴とする請求項 1な ヽし 5 ヽずれかに記載の V、 Mo及び Ni含有物の焙焼方法
[7] 前記焙焼炉内のガス流速が 3mZs以下であることを特徴とする請求項 1ないし 6い ずれかに記載の V、 Mo及び Ni含有物の焙焼方法。
[8] 前記ロータリーキルンには、焙焼鉱と飛翔ダストを分離するための二股式の原料排 出口が設けられることを特徴とする請求項 1ないし 7いずれかに記載の V、 Mo及び N i含有物の焙焼方法。
[9] 前記ロータリーキルンの原料排出ロカゝら排出される焙焼物を粒度分別し、分別され た粗粒物を V、 Mo及び Ni含有物の原料として、前記還元剤で還元する工程の加熱 炉に投入し、分別された細粒物を再度ロータリーキルンに原料として装入するか又は 最終処分することを特徴とする請求項 1な!ヽし 71ヽずれかに記載の V、 Mo及び Ni含 有物の焙焼方法。
[10] V、 Mo及び Ni含有物を還元剤で還元して V、 Mo及び Niの有価金属を回収するた めに、事前に C分及び S分を含む V、 Mo及び Ni含有物を酸化焙焼して C分及び S分 を除去する V、 Mo及び Ni含有物焙焼用ロータリーキルンであって、
原料として C分及び S分を含む V、 Mo及び Ni含有物が装入される焙焼炉と、 前記焙焼炉の原料装入側に設けられるパーナと、
前記焙焼炉内に酸素含有ガスを導入する酸素含有ガス導入ラインと、を備え、 前記焙焼炉の内部で、原料の流れと前記焙焼炉に導入される酸素含有ガスとが並 行であることを特徴とする V、 Mo及び Ni含有物焙焼用ロータリーキルン。
[11] 前記パーナは、前記焙焼炉の原料装入側の温度を上昇させる短炎パーナと、前記 焙焼炉の中央部の温度を上昇させる長炎パーナとからなり、
さらに前記ロータリーキルンに、前記焙焼炉の原料排出側の温度を上昇させる対向 パーナを併設することを特徴とする請求項 10に記載の V、 Mo及び Ni含有物焙焼用 ロータリーキノレン。
[12] 前記焙焼炉の原料装入側に、前記焙焼炉の内部に冷却水を噴霧する冷却水ノズ ルを設けることを特徴とする請求項 10又は 11に記載の V、 Mo及び Ni含有物焙焼用 ロータリーキノレン。
[13] 前記ロータリーキルンには、焙焼鉱と飛翔ダストを分離するための二股式の原料排 出口が設けられることを特徴とする請求項 10ないし 12いずれかに記載の V、 Mo及 び Ni含有物焙焼用ロータリーキルン。
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