WO2013118725A1 - 還元鉄の製造方法および製造装置 - Google Patents

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WO2013118725A1
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carbon
reduced iron
molded body
heating
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上川 清太
鍋倉 和則
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株式会社テツゲン
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Definitions

  • the present invention relates to an apparatus and a method for producing reduced iron for recovering metallic iron from dust generated at an integrated steelworks.
  • a large amount of metallic iron is contained in the dust (iron-making dust) generated in the integrated steelworks.
  • the dust (converter dust) in the exhaust gas generated in the oxygen blown converter reaches 10 kg / t-steel as the amount of dust generated per 1 ton of iron to be produced, and is collected and reused as an iron source.
  • converter dust is in the high-temperature converter exhaust gas, it is usually recovered by a wet dust collection method.
  • the wet-collected converter dust is recovered by a thickener and dehydrated so that the water content becomes 20 to 28%. Even if dehydrated, it is mud at this moisture level, so it is usually called converter sludge.
  • the converter sludge is very difficult to handle because it is in the form of mud, and the moisture content is reduced by an oxidation curing method using auto-oxidation heat generation.
  • This oxidation curing method uses oxidation heat of 10-20% metallic iron (metallic Fe (M ⁇ Fe)) contained in converter sludge and FeO contained in 60-70%, and is self-generated in the yard. It is dried by heat generation (Patent Document 1).
  • converter sludge is piled up in a curing yard, cured for about 3 days, then returned to the top and further cured for 4-5 times, and then naturally cooled.
  • a series of work takes 2 to 3 weeks, and it depends on the weather, so it is not an industrial method.
  • Converter dust in this state is usually called converter fine dust.
  • the first method is a method (rotary hearth reduction method or RHF method) in which reduced iron is reduced and dezinced in a rotary hearth type reduction furnace (Patent Document 2).
  • rotary hearth reduction method converter sludge is formed into pellets, and the pellets are reduced in a rotary hearth reduction furnace. Since it becomes reduced iron in the form of pellets, it can be used as it is as a blast furnace raw material.
  • moisture adjustment is usually performed by oxidation curing treatment.
  • FIG. 1 The equipment flow of the method using the rotary hearth type reduction furnace (RHF method) is shown in FIG. 1, and the cross section of the rotary hearth type reduction furnace is shown in FIG.
  • a dust reduction facility using a rotary hearth method there is a stockpiling facility for raw materials including a converter fine particle dust storage tank 1, a dust storage tank 2, a powder coke storage tank 3, and a binder storage tank 4.
  • a raw material pretreatment facility comprising a ball mill 5, a pan pelletizer 6, and a dryer 7, and a charging device 8, a rotary hearth type reducing furnace 9, and a discharge screw 14 including an exhaust gas 10, a boiler A recuperator 11, a dust collector 12, and a chimney 13 are attached.
  • Reference numeral 15 denotes a reduced iron cooler, and 16 denotes a product hopper.
  • a burner 19 is disposed on the rotary hearth 17 shown in FIG. 2, and the charged molded body 18 is heated by radiant heat transfer.
  • raw material dusts are mixed at a predetermined ratio, granulated into raw pellets with a disk type pelletizer 6, dried with a dryer 7, and then on the rotary hearth 17 with a thickness of one layer. Insert.
  • the charged pellets are reduced and discharged at a temperature of 1300 ° C. for 10 to 20 minutes per cycle, cooled by a pellet cooler, and then conveyed to the product hopper 16.
  • the pellets charged on the hearth are heated by the radiant heat that burns fuel such as coke oven gas in the burner 19 provided in the furnace, and the reduction reaction by the interior carbon material proceeds due to the rise in temperature, producing metallic iron
  • the reduced zinc is gasified and discharged out of the system.
  • Zinc is oxidized into zinc oxide in the exhaust gas 10 and is recovered as secondary dust by the exhaust gas dust collector 12.
  • only air is introduced into the furnace from a part of the burner 19, and the CO gas generated by the reduction reaction is burned to use the radiant heat.
  • a metalization rate of 70 to 85%, a dezincification rate of 90 to 97% (Non-patent Document 2), and a dezincification rate of 75 to 90% (Non-patent Document 3) are reported.
  • the second method is a method (rotary kiln reduction method (Waelz method)) in which reduced iron is reduced and dezinced by an internal heating direct heating rotary kiln.
  • Patent Literature 3 Non-Patent Literature 1.
  • the rotary kiln reduction method dried iron-making dust is mixed with converter sludge, and further dried, is added, and is heated and reduced in the rotary kiln. Therefore, the oxidation curing treatment of converter dust can be omitted.
  • the resulting reduced iron has a variety of sizes, and both lumps and powders are mixed. Therefore, it is necessary to select a lump that can be used as a blast furnace material and a powder that can be used as a sintering material. Most of the powder is used as a sintering raw material.
  • FIG. 3 An example of the flow of the rotary kiln reduction method is shown in FIG.
  • powdered dust and coke or anthracite as a carbon material are cut out from the storage tank 20, transported by a belt conveyor 22, and mixed by a mixer 23. Then, the mixed raw material is charged into the rotary kiln from the upstream side 25 of the rotary kiln 24 that performs the rotary motion.
  • the supply gas (mainly fuel gas and air) 34 is supplied from the downstream side 26 of the rotary kiln, and the CO gas and fuel generated from the raw material in the furnace are burned to increase the furnace temperature. It is a method to make it. In any case, the furnace temperature reaches about 1200.
  • the raw material 37 moves from the upstream side 25 to the downstream side 26 of the rotary kiln while performing a rolling motion inside the rotary kiln inside the rotary kiln having a slight inclination, and is discharged as reduced iron 38 from the downstream side 26.
  • the kiln gas 35 flows in the direction opposite to the raw material from the downstream side 26 toward the upstream side 25 and is discharged from the upstream end 25 as the kiln exhaust gas 36.
  • air but also fuel gas for example, coke oven gas, is appropriately supplied from the downstream end 26 as the supply gas 34 in the kiln for thermal compensation or the like. is there.
  • the iron oxide in the raw material 37 is reduced to reduced iron 38 containing metallic iron at a high temperature and in a reducing atmosphere, and the zinc component in the raw material 37 is volatilized and removed as metallic zinc. Therefore, reduced iron 38 dezinced from the raw material 37 is produced.
  • the methods for producing reduced iron include the rotary hearth furnace method (RHF) and the rotary kiln reduction method (Waelz method).
  • RHF rotary hearth furnace method
  • Wielz method rotary kiln reduction method
  • the method using the rotary hearth type reduction furnace uses the fine particulate dust of the converter after the moisture is reduced to about 12% by the oxidation curing as the target raw material. Therefore, the above environmental problems associated with the oxidation curing. It cannot be a solution.
  • the temperature must be set to a high temperature of about 1300 ° C.
  • the pellet-like raw material is left on the rotary hearth and heated and reduced, only one or two stages can be stacked, resulting in poor thermal efficiency.
  • the equipment in order to secure the production amount, the equipment must be enlarged. Since the exhaust gas temperature is usually as high as 1300 ° C., a boiler and a recuperator are installed in front of the exhaust gas dust collector to recover waste heat, so that the total equipment cost tends to increase.
  • the Waelz method is directly heated by an internal heat type rotary kiln, it can be treated as it is by mixing dry dust with the converter sludge, and the gas (CO gas) generated by reduction is burned inside the rotary kiln. is there. Since converter sludge can be used, there is an advantage that oxidation curing is not required and fuel supply from the outside is suppressed because CO gas generated during reduction is used.
  • the raw material is in powder form, the problem that metallic iron is reoxidized in the drying process remains.
  • the internal heat type rotary kiln 81 is directly heated inside, the raw material 84 is likely to be unevenly heated, and the dam ring 82 is likely to be generated. Dam ring occurs by the following mechanism (see FIG. 8).
  • a raw material 84 having a relatively low temperature (in the Waelz method, which is usually dried in a mixer, but at most about 100 ° C.) is charged into an internal heating rotary kiln 81, and a high temperature (about 1100 to 1200 ° C.) furnace.
  • the raw material contains SiO2 and CaO as gangue components, and these gangue components are between iron oxide Fe 2 O 3 and its reduction intermediate FeO as shown below. Easy to form a low melting point material.
  • Fe 2 O 3 ⁇ CaO Melting point 1,206 ° C FeO ⁇ SiO 2 : Melting point 1.180 °C FeO ⁇ CaO: Melting point 1,105 °C
  • the shape of the combustion flame (burner frame) 83 is too wide.
  • deposits are generated on the inner wall surface of the rotary kiln (FIG. 8).
  • This deposit is called a dam ring 82 because it is formed in a ring shape as shown in FIG.
  • the dam ring hinders the movement of the object to be processed (raw material 84) in the rotary kiln 81 and may cause the dam ring 82 to fall off in large quantities, which is not preferable from the viewpoint of stable operation.
  • the present invention solves such problems of the prior art, does not require oxidation curing treatment of converter dust, further improves the productivity by thermal efficiency and stable operation, and reduces from iron-making dust that becomes a relatively compact facility.
  • the task is to pursue iron manufacturing methods and equipment.
  • a relatively low temperature of about 1000 ° C. is obtained by uniformly mixing a carbonaceous material with a raw material mainly composed of finely divided iron oxide such as converter sludge and forming a pellet-shaped raw material (carbon-containing molded product). It has been found that the reduction treatment at can be performed. Moreover, it discovered that the dezincification process of a raw material progressed simultaneously with the reduction process. And it was found that fine iron oxide such as converter sludge can be directly processed, eliminating the need for oxidative curing and eliminating significant process shortening and environmental problems.
  • An externally heated rotary kiln can be used for heat treatment at about 1000 ° C., the raw material (carbon-containing molded product) can be heated uniformly, and the space factor inside the rotary kiln (raw material charge relative to the cross-sectional area) It has also been found that the area can be increased.
  • the CO gas (generated CO gas) generated by the reduction treatment of the raw material (carbon-containing molded product) is burned inside the internal heating rotary kiln arranged in series with the external heating rotary kiln, and the raw material before the reduction treatment It was found to be used for heating (preheating) treatment. As a result, not only the sensible heat of the generated CO gas itself but also the combustion heat of the generated CO gas can be used, and a greater energy recovery efficiency can be obtained.
  • the present invention has been made on the basis of these findings, and without converting and curing the converter sludge, it is directly pretreated to form a carbon-containing molded body, which is an internal heating type direct heating rotary kiln and an external heating type.
  • the indirect heating rotary kiln can provide means for efficiently drying, heating and reducing.
  • the gist is as follows.
  • the heat reduction treatment step is performed in one closed space formed including the inside of each rotary kiln of the internal heating rotary kiln and the external heating rotary kiln arranged in series, and is generated inside the external heating rotary kiln.
  • a method for producing reduced iron characterized in that a burned gas is burned inside the internal heat rotary kiln.
  • air is supplied from an air supply port installed at one or more locations in the longitudinal direction inside the internal heat type rotary kiln, and the gas generated inside the external heat type rotary kiln is burned.
  • the method for producing reduced iron according to (1) (3) When the temperature inside the internal heat type rotary kiln is lower than a preset temperature, the amount of air supplied to the inside heat type rotary kiln is increased, and when the temperature inside the internal heat type rotary kiln is higher than a preset temperature. Is controlled to reduce the amount of air supplied into the internal heat rotary kiln.
  • the method for producing reduced iron according to (5), (7) The external heating furnace of the external heating rotary kiln has an external heating furnace burner for burning combustible gas, and the combustion gas of the external heating furnace burner is supplied into the external heating rotary kiln (1)
  • the carbon-containing molded body is a spherical shape corresponding to a diameter of 10 mm to 30 mm or a cylindrical shape having a diameter of 10 mm to 30 mm and a length of 10 mm to 30 mm, according to any one of (1) to (9).
  • the spherical shape and the cylindrical shape mentioned here refer to a shape corresponding to a sphere or a column, and are not limited to a strict sphere or column.
  • any one of (1) to (10) is characterized in that the relationship between the carbon-containing molded body temperature T ° C.
  • the method for producing reduced iron according to claim 1. H ⁇ 120-0.1T However, 980 ⁇ T ⁇ 1100 (12)
  • the carbonized molded body is dried and pre-heated in the internal heat type rotary kiln, and is reduced in the external heat type rotary kiln, (1) to (11), A method for producing reduced iron.
  • a carbon-containing molded body production apparatus for producing a carbon-containing molded body by mixing and molding iron-making dust containing iron oxide, a carbonaceous material, and a binder; It has an internal heat type rotary kiln and an external heat type rotary kiln arranged in series, one closed space including the inside of each rotary kiln is formed, and further has air supply means for supplying air into the internal heat type rotary kiln A heating reduction device; A carbon-containing molded body charging device having means for charging the carbon-containing molded body into the internal heat rotary kiln; A product discharger having means for discharging the reduced carbon-containing molded body from the external heat rotary kiln; An apparatus for producing reduced iron, comprising an exhaust device for sucking gas inside the internal heat rotary kiln.
  • the heating and reducing apparatus has a means for measuring the temperature inside the internal heat type rotary kiln, and when the measured temperature is lower than a preset temperature, the amount of air supplied by the air supply means is increased, An air supply amount control device that controls to reduce the amount of air supplied by the air supply means when the measured temperature inside the internal heat rotary kiln is higher than a preset temperature (13) Or the manufacturing apparatus of reduced iron as described in (14).
  • the heating and reducing device has means for measuring the temperature distribution in the longitudinal direction inside the internal heating type rotary kiln, and the air is adjusted so that the measured temperature distribution in the longitudinal direction becomes a preset temperature distribution in the longitudinal direction.
  • the internal heating rotary kiln and the external heating rotary kiln are arranged so that the rotation axes thereof are on the same straight line, and the intermediate connection portion and the internal heating rotary kiln are integrally structured, and one end of the intermediate connection portion is the outer
  • the apparatus for producing reduced iron according to (17) wherein the apparatus is inserted into a thermal rotary kiln, and a flat plate is helically arranged on the inner surface of the intermediate connection portion.
  • the external heating furnace of the external heating rotary kiln has an external heating furnace burner that burns combustible gas, and means for introducing the combustion exhaust gas of the external heating furnace burner into the external heating rotary kiln
  • the external heating furnace of the external heating rotary kiln has an electric furnace.
  • at least one of the externally heated rotary kiln and the intermediate connection portion has a preliminary burner for burning combustible gas, and means for introducing the combustion exhaust gas of the preliminary burner into the heating and reducing apparatus
  • (A) (b) (c) is a conceptual diagram which shows the example of arrangement
  • the steel material dust is mixed with a carbon material (carbon material) that serves as a reducing agent, quick lime for moisture adjustment, and a binder material that serves to connect the particles, and then molded and heat-reduced.
  • a carbon-containing molded body that is a raw material for the production is manufactured.
  • iron-making dust that is dust generated in a steel production process such as a steelworks is used.
  • Steelmaking dust has a high content of iron oxide, and there is a strong need for reuse.
  • iron-making dust containing iron oxide for example, floating dust (converter dust) in the exhaust gas of the converter, and converter sludge collected with a thickener (referred to as converter sludge because it is mud) ), Dust collected in the converter environment in the converter building, blast furnace environment dust collected in the blast furnace hearth, suspended dust in the exhaust gas in the hot metal pretreatment process, exhaust gas in the mold part of continuous casting There are floating dust, blast furnace secondary ash, and cold rolled wastewater neutralization sludge. If it is a dust containing iron oxide, the kind will not be ask
  • converter sludge obtained by wet-collecting converter dust is extremely fine with an average particle size of 1 ⁇ m or less.
  • the raw material currently used in the rotary hearth type reduction method is one obtained by oxidizing and curing converter sludge.
  • metal iron becomes iron hydroxide by the oxidation heat generated during the curing and the hydroxylation reaction by the water contained in the converter sludge, so that the reduction reactivity deteriorates.
  • the moldability due to moisture reduction is improved, it becomes pseudo-particles, and the reduction of the total particle surface area also deteriorates the reduction reactivity.
  • the oxidation curing method since 10 to 20% of metallic iron originally contained is oxidized, the metallization rate after the reduction treatment is lowered.
  • the present inventors conceived of using iron-making dust as a fine powder in order to increase the specific surface area of the iron-making dust particles and improve the reduction reactivity, and intensively studied the use method.
  • the average particle size (D50: the particle size corresponding to 50% of the cumulative frequency from fine particles in the cumulative particle size distribution) of the iron-making dust is 3.0 ⁇ m or less. I found that I can do it.
  • converter sludge and the like have a D50 of 1.0 ⁇ m or less, and good reduction reactivity can be obtained.
  • the D50 of the iron-making dust is less than 0.1 ⁇ m, it becomes difficult to handle it.
  • the average particle diameter of the iron-making dust is 0.1 ⁇ m or more. Furthermore, it is more preferable to set it as 0.3 micrometer or more.
  • D50 is defined, iron-making dust having almost the same particle size distribution can be obtained.
  • D10 is about 1.0 ⁇ m and D90 is about 10.0 ⁇ m. From the viewpoint of ensuring reduction reactivity and processability, too large coarse particles are not preferable, but there is no practical problem if D50 is 3.0 ⁇ m or less.
  • the originally contained metallic iron can be effectively used, and a high metallization rate can be obtained after the reduction treatment.
  • fine powder dust having a large specific surface area is used, the dezincification property is improved as well as the reduction reactivity. Therefore, it becomes possible to process zinc-containing iron-made dust.
  • the dezincified reduced iron can be used as a raw material for a blast furnace raw material or a steelmaking pretreatment furnace.
  • FIG. 4 shows a manufacturing process of a carbon-containing molded body taking converter sludge as an example.
  • a high-moisture, mud-like converter sludge is put into a mixer equipped with a load cell with a shovel, and based on this input amount and the chemical analysis value and moisture value measured in advance, a predetermined amount of carbonaceous material and Cut out the quicklime and binder and put them into the mixer.
  • the carbonaceous material is a reducing agent for reducing iron oxide to metallic iron and has a C equivalent in the range of 0.7 to 1.3.
  • the C eq the following formula 1
  • a ratio to the theoretical amount of carbon based on Equation 2 the iron oxide of the converter sludge if total amount Fe 2 O 3, by reducing 1 mol of Fe 2 O 3
  • 3 mol of C (carbon) is required, which is the theoretical carbon content. This means that 0.7 to 1.3 times the theoretical amount of carbon is added.
  • Calcium lime is a moisture regulator and is added so that the moisture content of the molded body is 20-25%. Since iron-making dust is a fine powder, it is wet collected by a thickener and becomes sludge (mud) and cannot be molded as it is. Therefore, quick lime and dry dust (iron dust collected in a dry state, for example, converter environment dust collection dust) is added to adjust the moisture to 20 to 25% (mass%).
  • the binder is, for example, corn starch. It is added so that the crushing strength after drying of the molded product is 5 kg / cm 2 or more. This is because if the crushing strength after drying of the molded body is less than 5 kg / cm 2 , the molded body is partially broken by handling and rolling in the rotary kiln.
  • the blended raw material after mixing passes through a relay tank and is molded by an extrusion molding machine or a roll molding machine.
  • the mixed raw material body that has been molded is referred to as a carbon-containing molded body.
  • the carbon-containing molded body is sieved to select a carbon-containing molded body having a predetermined size. If the iron contained in the raw material and the carbon-containing molded body is left untreated, it becomes iron oxide by oxygen in the air. Since this is an exothermic reaction, care must be taken to complement the steelmaking dust as a raw material and the carbon-containing molded articles of the product so as not to pile up heat easily. It is because it may ignite depending on conditions.
  • the shape of the carbon-containing molded body is generally spherical or cylindrical, but the shape is not limited to a cube, a rectangular parallelepiped, a triangular prism, or a briquette.
  • the size of the carbon-containing molded article is preferably a spherical shape having a diameter of about 5 to 50 mm or a cylindrical shape having a diameter of 5 to 50 mm and a length of 5 to 50 mm in consideration of the subsequent reduction treatment. This is because when the diameter or length is smaller than 5 mm, the reduced iron after the reduction treatment becomes small and cannot be used as a blast furnace raw material.
  • the diameter and length are preferably 10 to 30 mm, and more preferably 15 to 25 mm.
  • the reduced iron as a product is slightly shrunk, but can be obtained as a molded body and used as a blast furnace raw material as it is.
  • An apparatus required for a series of steps from cutting out raw materials to selecting a carbon-containing molded body having a predetermined size is called a carbon-containing molded body manufacturing apparatus.
  • Each of the individual apparatuses forming the carbon-containing molded body manufacturing apparatus is not particularly limited as long as the functions described above can be achieved.
  • the heating reduction step in the present invention means that the carbon-containing molded body manufactured in the carbon-containing molded body manufacturing step is charged into the internal heat type and external heat type rotary kilns forming the one closed space, dried, and heated. It refers to a series of steps until it is reduced and discharged as reduced iron. Since the carbon-containing molded body obtained in the carbon-containing molded body manufacturing step is not oxidatively cured, the iron-making dust is mixed with the carbon material in a fine powder form. Therefore, the specific surface area of iron oxide is wide, the reactivity with the carbonaceous material used as the reducing agent can be increased, and the reduction treatment temperature can be lowered.
  • the inventors of the present invention have confirmed that if the carbon-containing molded body according to the present invention is heated to about 1000 ° C., the reduction reaction proceeds to such an extent that there is no practical problem. Compared to 1250 to 1350 ° C. in the conventional rotary hearth type reduction method and 1100 to 1200 ° C. in the Waelz method, a drastic reduction in temperature can be achieved. This low temperature makes it possible to use an externally heated rotary kiln that could not be used conventionally.
  • the lower limit of the reduction treatment temperature (treatment temperature in the external heating rotary kiln) is ideally 950 ° C.
  • the lower limit temperature of the reduction treatment is preferably 980 ° C., more preferably 990 ° C. or more, and 1000 ° C. or more. If there is any carbon-containing molded product, stable reduction treatment can be performed.
  • the upper limit temperature of the reduction treatment depends on the equipment heat resistance of the externally heated rotary kiln.
  • the upper limit is about 1200 ° C.
  • the upper limit temperature is preferably 1100 ° C., more preferably 1050 ° C., from the viewpoint of facility maintenance. If the heat resistance of the external heat rotary kiln is improved, the reduction treatment temperature can naturally be raised.
  • the present inventors have confirmed that the treatment time in the externally heated rotary kiln is determined by the relationship with temperature. As a result of experiments, the present inventors have found that the relationship between the reduction treatment temperature (T ° C.) and the reduction treatment time (residence time) (H minutes) in the external heating rotary kiln defined by the following Equation 3 is the conventional one. It was confirmed that reduced iron having a quality equivalent to or higher than that of the RHF method or the Waelz method can be obtained (see FIG. 6 and Examples).
  • T is the temperature of the carbon-containing molded body inside the externally heated rotary kiln
  • H is the residence time in the externally heated rotary kiln.
  • the reduction reaction can be processed in a short time because the reaction proceeds faster as the processing temperature is higher.
  • the properties of the carbon-containing molded product are not always uniform.
  • the upper limit of H is not particularly limited, but even if it stays for a long time, there is not much improvement in the reduction rate, so it is sufficient to allow 40 minutes or 10 minutes on the right side of Equation 3. That is, either H ⁇ 130 ⁇ 0.1T or 40 is preferable.
  • the GROSS metallization rate was adopted, and the GROSS metallization rate in the RHF method and Waelz method was 80% or higher as a pass criterion. Details will be described in an embodiment described later.
  • the external heating type rotary kiln can increase the internal space factor (raw material charging area with respect to the cross-sectional area) because the internal raw material can be heated uniformly compared to the internal heating type rotary kiln.
  • the space factor is about 5%, but it was confirmed that the external heat type rotary kiln can be increased to about 10 to 15%.
  • the reduction treatment time was shortened. For example, in the case of a conventional internal heat type rotary kiln, it took about 2 hours including preheating, but it was confirmed that the method according to the present invention using an external heat type rotary kiln can be shortened to about 30 minutes.
  • the gas generated by the reduction treatment is CO gas as can be seen from the above-described formulas 1 and 2.
  • CO gas (generated CO gas) generated in the reduction treatment inside the external heating rotary kiln is recovered as it is and reused when preheating the carbon-containing molded body.
  • the thermal efficiency can be greatly improved. That is, by burning the generated CO gas in the internal heating rotary kiln, it can be used as a heat source for the internal heating rotary kiln.
  • the sensible heat of about 1200 ° C. possessed by the combustion exhaust gas can also be utilized.
  • the carbon-containing molded body is heated (pre-heat treatment) with those heats, and the thermal efficiency of the reduction treatment in the external heating type rotary kiln is improved.
  • the internal heat type rotary kiln and the external heat type rotary kiln are arranged in series, and one closed space including the internal space of both rotary kilns is formed.
  • heating (preheating) and reduction treatment of the carbon-containing molded body were performed. This is because the flow of the generated CO gas and the flow of the carbon-containing molded body proceed smoothly without stagnation and can be efficiently processed as a whole.
  • Heating reduction device A heating and reducing device performs a series of processes such as drying, preheating (heating), and reduction of the carbon-containing molded body described above.
  • the heating reduction device has an internal heat type rotary kiln and an external heat type rotary kiln arranged in series, forms a closed space including the inside of each rotary kiln, and further supplies air into the internal heat type rotary kiln. It is comprised by an air supply means.
  • FIG. 7 shows an arrangement example of the internal heat type rotary kiln and the external heat type rotary kiln. As shown in each example of FIG. 7, a closed space including at least both rotary kilns is formed so that the reduced exhaust gas generated inside the carbon-containing molded body and the external heating rotary kiln can move. It has become.
  • both rotary kilns may be directly connected, they are usually connected to each other via an intermediate connection portion because their iron skin temperatures are greatly different and the difference in thermal expansion is large.
  • the iron shell of an externally heated rotary kiln is heated to about 1000 ° C. because it is directly heated, but the inner skin of an internally heated rotary kiln is only about 100 to 200 ° C. because it is fire-resistant lining on the inner surface.
  • an intermediate connection portion a case in which a connection between both rotary kilns via a truncated cone-shaped hollow ring (a member connecting such rotary kilns is referred to as an intermediate connection portion) is conceivable. (FIGS. 7A and 7B).
  • one closed space is formed by both rotary kilns and the intermediate connecting portion.
  • the hollow ring has a rotating structure from the viewpoint of transferring the carbon-containing molded body.
  • FIG. 7 (b) shows an example in which the intermediate connection portion of FIG. 7 (a) is integrated with an internal heat rotary kiln.
  • the intermediate connection portion rotates integrally with the internal heat type rotary kiln.
  • FIG. 7C shows an example in which both rotary kilns are connected by a duct that also serves as a chute.
  • the chute serves as an intermediate connection portion.
  • the carbonized molded product discharge side of the internal heat type rotary kiln is placed higher than the carbonized molded product input side of the external heat type rotary kiln, and the carbonized molded product is dropped and moved through the duct that also serves as the chute. Can do.
  • the reduced exhaust gas generated in the external heat type rotary kiln passes through the duct and is introduced into the internal heat type rotary kiln.
  • a chute for passing the carbon-containing molded body and a pipe for passing the reduced exhaust gas may be separately installed between the rotary kilns.
  • the equipment can be simplified and the viewpoint of heat insulation Is desirable.
  • the rotary kiln is usually installed with an inclination from the viewpoint of conveying the processed material.
  • the generated CO gas exists in the closed space at a gas temperature of 800 to 1000 ° C. Since the ignition point of the CO gas is 609 ° C., the CO gas can be burned by supplying air into the closed space. Therefore, a means (air supply means) for supplying air to the internal heat type rotary kiln portion in the closed space is provided to burn the generated CO gas. This combustion heat becomes a heat source of the internal heat type rotary kiln.
  • the air supply means passes a pipe (air supply pipe) from the blower (air supply blower) installed outside the rotary kiln to the inside of the internal heat type rotary kiln, and supplies air from the air supply port at the tip, where the air and generated CO Mix and burn the gas. Since the air supply port rotates together with the internal heat type rotary kiln, it is desirable to install the air supply port in the vicinity of the central portion (rotating shaft) of the rotary kiln cross section.
  • the air supply port is not limited to the above-described embodiment, and the embodiment is not particularly limited as long as it is a structure that supplies air to the internal heat type rotary kiln part of the closed space and mixes it with the generated CO gas and burns it. is not.
  • the generated CO gas may be burned at one place in the longitudinal direction of the internal heat type rotary kiln, but it is desirable to burn it at two or more places. This is because burning at one location increases the combustion flame and may cause uneven heating. Furthermore, because of the high heat (hot spot) at the front end of the frame, there is a concern that dam ring may occur. Therefore, it is desirable to disperse and burn the generated CO gas by arranging air supply ports at two or more locations in the longitudinal direction of the internal heat type rotary kiln.
  • Combustion of generated CO gas can be controlled by adjusting the amount of air supplied by an air supply amount control device.
  • the temperature inside the internal heating rotary kiln and the temperature of the carbon-containing molded body in the middle of both rotary kilns are measured, and the control valve installed in the air supply pipe is controlled based on the measured temperature. Can be controlled.
  • the specific method of combustion control is not particularly limited. For example, in contrast to a preset temperature, when the measured temperature is low, the combustion is strengthened (in the direction of increasing the air supply amount), and when the measured temperature is high, the combustion is weakened (the air supply amount is reduced). It can be controlled by controlling in the direction of decreasing). Further, based on the temperatures measured at a plurality of locations, the temperature distribution and the preset temperature distribution can be compared to control combustion (that is, supply air amount).
  • flammable fuel gas flammable gas
  • the flow of the internal gas flows from the external heat type rotary kiln to the internal heat type rotary kiln, it must be supplied on the upstream side of the gas flow where it is desired to burn. For example, it may be supplied at the end of an external heat type rotary kiln or an intermediate connection.
  • the temperature inside the internal heat rotary kiln and the temperature of the carbon-containing molded body between the rotary kilns are measured, and the combustibility is controlled by controlling the supply amount of the soot based on the measured temperature. Can be controlled.
  • the specific method of combustion control is not particularly limited.
  • the combustion in contrast to a preset temperature, when the measured temperature is low, the combustion is strengthened (increase the amount of combustible gas supplied), and when the measured temperature is high, the combustion is weakened (combustible gas). It can be controlled by controlling in the direction of decreasing the supply amount of By these combustion control methods, it is possible to cope with various conditions, and it is possible to ensure operational flexibility.
  • the combustion exhaust gas (mainly CO 2 ) of the external heating furnace burner of the external heating rotary kiln is also sufficiently hot (about 1200 ° C.). Therefore, in order to recover the sensible heat of the combustion exhaust gas, it is desirable to supply the exhaust gas from the external heating furnace burner into the closed space. For example, it is good to introduce into a heating reduction device from the end of an external heating type rotary kiln.
  • combustion exhaust gas is not generated.
  • a spare burner for combusting combustible gas is installed in at least one of the external heating type rotary kiln and the intermediate connection part, It is preferable to introduce the combustion exhaust gas from the preliminary burner into the heating and reducing device.
  • ancillary equipment As ancillary devices of the heating reduction device, there are a carbon-containing molded body charging device, a product discharging device, and an exhaust device.
  • the carbon-containing molded body charging device is constituted by means for charging the carbon-containing molded body into the internal heat type rotary kiln in the heat reduction device.
  • the carbon-containing molded body charging device has a structure in which the external air does not enter.
  • a two-stage hopper type be used, in which a valve is opened and closed while moving a carbon-containing molded body to each hopper so that external air cannot directly enter.
  • the product discharge device is constituted by means for discharging the reduced carbon-containing molded body from the externally heated rotary kiln in the heating and reducing device. It is desirable that this also has a structure in which external air cannot directly enter the closed space, similar to the carbon-containing molded body charging device. For example, it is desirable that a two-stage hopper type be used, in which a valve is opened and closed while moving a carbon-containing molded body to each hopper so that external air cannot directly enter.
  • the exhaust device is configured by an exhaust unit that sucks the gas inside the heating reduction device.
  • the exhaust be performed from the internal heat type rotary kiln.
  • it is good to exhaust from the end of the internal heat type rotary kiln (the side opposite to the external heat type rotary kiln).
  • the exhaust gas is discharged from the external heat type rotary kiln to the outside through the internal heat type rotary kiln.
  • the exhaust device has at least a dust collector and a blower. It is desirable to supplement the dust in the exhaust gas with a dust collector from the viewpoint of environmental protection so that the dust in the exhaust gas is not diffused into the atmosphere, and from the viewpoint of equipment protection so as to prevent wear of the blower.
  • FIG. 5 shows an example of an embodiment of the present invention.
  • the present invention will be described with reference to the example of FIG.
  • this invention is not limited to the embodiment demonstrated below, It cannot be overemphasized that the embodiment which satisfies the specific matter required for this invention is contained in the technical scope of this invention.
  • FIG. 5 shows an example in which both rotary kilns are arranged in series and connected. Usually, both the rotary kilns have different diameters, and therefore, an intermediate connection portion 55 having a truncated cone shape is inserted in the middle to connect both rotary kilns.
  • Both the rotary kilns 39 and 47 and the intermediate connecting portion 55 may be structured to be able to rotate independently of each other, or may be integrated with one of the rotary kilns.
  • the intermediate connection portion 55 is integrated with an internal heat type rotary kiln 47 having a large diameter, and one end of the intermediate connection portion 55 is disposed so as to protrude into the external heat type rotary kiln 39 having a small diameter.
  • the intermediate connection portion 55 and the external heating rotary kiln 39 are connected via a heat resistant seal (not shown).
  • the kiln connection hood 56 may be installed so as to cover the connection portion, and a heat-resistant seal (not shown) may be provided between the kiln connection hood 56 and the rotary kilns 47 and 39.
  • separation property with external air can be improved by installing the kiln edge part food
  • the inside of the internal heat type rotary kiln 40, the intermediate connecting portion 55, and the external heat type rotary kiln 39 forms one closed space.
  • Both rotary kilns can rotate independently of each other. This is because the processing time in each rotary kiln of the carbon-containing molded body is determined by factors such as moisture, temperature, and humidity of the carbon-containing molded body to be charged. Further, it is desirable that the rotary shafts of the internal heat type rotary kiln and the external heat type rotary kiln are arranged so as to be on the same straight line. By doing so, the coupling portion positioned so as to enter one end of the external heat type rotary kiln and the external heat type rotary kiln can always rotate so as to have the same positional relationship.
  • the carbon-containing molded body 53 manufactured in the above-described carbon-containing molded body manufacturing step 52 and adjusted to a moisture content of 20 to 25% is inserted into the rotary kiln from the end of the internal heat type rotary kiln 47 by the carbon-containing molded body charging device 54. It is inserted. At this time, the internal pressure of the internal heat type rotary kiln 40 is charged while maintaining a negative pressure (compared to atmospheric pressure).
  • the charged carbon-containing molded body has a tilt of the rotary kiln (not shown, but usually has a tilt of about 3 to 4% (a tilt of 3 to 4 mm in the vertical direction with respect to a horizontal of 100 mm)) and rotation (usually 2 to 2).
  • the rotary kiln is moved while rolling. In the meantime, drying and preheating are performed by high-temperature combustion exhaust gas. Thereafter, the carbon-containing molded body passes through the intermediate connection portion 55 and is conveyed to the external heating type rotary kiln 39.
  • the connecting portion 55 shown in FIG. 5 is joined to the internal heat type rotary kiln 47 and is rotated integrally.
  • a strip-shaped steel material (spiral plate) for conveying the carbon-containing molded body is spirally installed on the inner surface of the intermediate connection portion 55, and the carbon-containing molded body can be transferred by rotation of the intermediate connection portion.
  • the internal heat type rotary kiln is provided with a fireproof lining so as to withstand high-temperature combustion exhaust gas.
  • the externally heated rotary kiln in the example shown in FIG. 5 has a function as a reducing furnace for the carbon-containing molded body.
  • the dried and preheated carbon-containing molded product conveyed to the upstream side of the external heating rotary kiln 39 is heated while moving to the downstream side while rolling by the inclination (not shown) and rotation of the external heating rotary kiln.
  • the reduction reaction of iron oxide in the carbon-containing molded body proceeds, and reduced iron is generated.
  • the reduction reaction of the carbon-containing molded body proceeds by an endothermic reaction between iron oxide and carbon as shown in the above formulas 1 and 2. Therefore, the amount of heat necessary for causing the endothermic reaction is supplied from the external furnace burner 41 installed in the rotary kiln external furnace 40. At this time, the internal temperature of the externally heated rotary kiln reaches 1000 ° C.
  • the produced reduced iron is discharged through a double damper 58 from a kiln end hood 57 which is a product discharge device installed at the end of an external heating rotary kiln 39 which is a reduction furnace.
  • the purpose of using the double damper is to maintain the negative pressure in the rotary kiln. During this time, the amount of heat necessary to cause an endothermic reaction is supplied from an external furnace burner 41 installed in the rotary kiln external furnace 40.
  • External heat type rotary kiln 39 is made of heat-resistant cast steel, and a kiln having a required length can be manufactured by welding a short pipe manufactured by centrifugal casting.
  • a material of the heat-resistant cast steel for example, KHR48N (27Cr-47Ni-5W): maximum use temperature 1200 ° C. (Kubota Corporation) can be used.
  • the rotary kiln external heating furnace 40 is introduced with an external heating furnace burner 41 installed.
  • the rotary kiln external heating furnace 40 is not particularly limited to the burner, and an electric furnace may be used.
  • an electric furnace is used as the external heating furnace, the controllability of the heating amount based on the internal temperature is improved as compared with the heating by the burner.
  • the exhaust gas generated in the case of an external heating furnace burner cannot be reused for internal heating of a rotary kiln, when an external heating furnace is used as an electric furnace, A heating means is required.
  • the produced reduced iron 59 is cooled by the reduced iron cooling device 60 and then sieved by a vibrating sieve, and stored in the sieved product hopper 62 and the sieved product hopper 63, respectively.
  • the sieved product is used in a blast furnace or a steelmaking pretreatment furnace, and the sieved product is used as a raw material for sintering or returned to the carbon-containing molded body manufacturing step 52 as a raw material.
  • the gas flow (gas flow) inside the rotary kiln will be described.
  • the external heat type rotary kiln 39 and the internal heat type rotary kiln 47 are arranged in series, and these form one closed space.
  • the gas (kiln exhaust gas) in this closed space is sucked by the exhaust device from the carbon-containing molded body charging device 54 side of the internal heat type rotary kiln 47.
  • the exhaust device includes a dust collector 49 that collects dust in the kiln exhaust gas, an exhaust fan (blower) 50 that sucks exhaust gas, and a chimney 51 for finally releasing the kiln exhaust gas to the atmosphere.
  • This exhaust device causes the generated CO gas to flow in the direction opposite to the material flow, that is, from the inside of the external heat type rotary kiln toward the inside heat type rotary kiln.
  • the ignition point of CO gas is 609 ° C.
  • the explosion limit in air is 12.5 to 74%. Since the generated CO gas is a high-temperature gas of about 800 to 1000 ° C., it can be burned if mixed with oxygen. Since air is blocked in the closed space, if air (oxygen) is supplied from the outside, it can be burned at the supply point. Further, combustion can be controlled by the amount of air supplied.
  • a plurality of air supply pipes 46 for supplying air from the outside are arranged inside the internal heat type rotary kiln 47. Air is supplied from an air supply blower 45 fixed to the rotary kiln through an air supply pipe 46, and the supply amount is controlled by an air supply amount control device. Since the generated CO gas alone may be insufficient for fuel balance, combustible gas 44 (for example, coke oven gas (CO gas) or liquefied petroleum gas) is supplied from the outside into the rotary kiln through the fuel blowing device 43. Can do.
  • CO gas coke oven gas
  • the inside of the internal heat type rotary kiln 47 and the external heat type rotary kiln 39 must be kept at a negative pressure in order to prevent leakage of CO gas to the outside.
  • a kiln end hood 57 having a sealing mechanism is installed at the end of each kiln.
  • a kiln connecting portion hood 56 is also installed between the rotary kilns for the same purpose.
  • the kiln coupling part hood 56 is installed so as to cover the connection part of the intermediate connection part 55 and the external heat type rotary kiln 39. Yes.
  • the pressure inside the external heat type rotary kiln is detected by the pressure gauge 65, and the rotational speed of the exhaust fan 50 equipped with a rotational speed control function may be controlled so that the internal atmospheric pressure is lower than the atmospheric pressure by 1 to 10 mmHPa.
  • the external furnace burner combustion exhaust gas 42 of the external heat furnace 40 may be introduced into the rotary kiln from the downstream end hood 57 of the external heat rotary kiln 39. This is because the external combustion furnace burner combustion exhaust gas has a high temperature exceeding 1200 ° C., and the sensible heat of the combustion exhaust gas can be used.
  • the combustion exhaust gas generated by the combustion of the generated CO gas and the supplied air inside the internal heat type rotary kiln 47 becomes a high temperature exceeding 1000 ° C. Since the moving direction (mass flow) of the carbon-containing molded body 53 and the gas flow are opposed to each other, heat is exchanged between the combustion exhaust gas and the carbon-containing molded body, and the carbon-containing molded body is dried and the temperature exceeds 900 ° C. Until preheated. By this heat exchange, the combustion exhaust gas temperature inside the rotary kiln is lowered to 150 to 200 ° C., and is diffused into the atmosphere by the exhaust device described above.
  • a plurality of external heating furnace burners 41 and a plurality of kiln surface thermometers are installed along the longitudinal direction of the external heating rotary kiln 39. Combustion control of each external furnace burner is performed so that the temperature of each of the plurality of kiln surface thermometers is within a preset temperature range. Further, as described above, the external heating furnace combustion exhaust gas 42 is introduced into the external heating rotary kiln 39. Thereby, the carbon-containing molded body 53 can be heated from inside the kiln by the sensible heat of the combustion exhaust gas 42, and more efficient heat treatment can be performed than in the case of only the external heating by the external heating furnace.
  • the main heat output (the amount of heat consumed and the amount of heat taken to the outside) is the heat of drying, the amount of preheat, the amount of heat reduced, each rotary kiln. And the amount of heat discharged from the sensible heat of the dry preheating furnace exhaust gas 48.
  • the heat input input heat amount
  • gaseous fuel such as COG, LNG (liquefied natural gas), LPG (liquefied petroleum gas) or liquid fuel such as kerosene and heavy oil
  • COG gaseous fuel
  • LNG liquefied natural gas
  • LPG liquefied petroleum gas
  • liquid fuel such as kerosene and heavy oil
  • the temperature of the carbon-containing molded body 53 is measured by a thermometer (not shown) installed at the downstream side (the discharge side of the carbon-containing molded body) or the intermediate connection portion of the internal heat type rotary kiln, and a preset temperature
  • the amount of fuel 44 injected can be controlled to be within the range.
  • a frustum-shaped intermediate connecting portion 55 is integrated with the downstream end of the internal heat type rotary kiln 47 (the discharge side of the carbon-containing molded body).
  • the distal end portion of the intermediate connection portion 55 is cylindrical and is configured to be inserted inside the external heat type rotary kiln 39.
  • a spiral plate 55-1 is provided on the inner surface of the intermediate connection.
  • the air blower 45 of the air supply facility is fixedly installed on the outer surface of the internal heat type rotary kiln.
  • the air supply facility includes an air blower 45, a plurality of air supply pipes 46, an air flow control main valve 66 arranged in front of the air blower, and an air flow control valve 67 arranged in each of the air supply pipes. Electric power can be supplied to the air blower 45 through, for example, a current collecting ring (not shown).
  • the tip (air supply port 46-1) of the air supply pipe 46 is inserted into the internal heat type rotary kiln, and the inside of the furnace is provided with a fireproof lining on the outside to provide fire resistance.
  • a gas temperature detection thermometer 69 is attached to the insertion portion of the air supply pipe 46 in the rotary kiln.
  • the reason why a plurality of the air supply pipes 46 are installed in the longitudinal direction of the internal heat rotary kiln 47 is that when the mixed gas 71 of combustible gas and reducing exhaust gas is burned at one place at a stretch, high-temperature combustion exhaust gas is generated, In order to disperse and burn because there is a problem that the upper limit of the use temperature of the fireproof lining 70 of the internal heat type rotary kiln and the carbon-containing molded body conveying screw 55 is exceeded or the carbon-containing molded body is melted. It is.
  • the gas temperature detection thermometer 69 detects the gas temperature inside the internal heat type rotary kiln 47, and the air flow rate installed in the air supply pipe 46 so that each temperature of the thermometer falls within a preset temperature range.
  • the control valve 67 By controlling the control valve 67, the combustion state of the mixed gas 71 of combustible gas and exhaust gas in the longitudinal direction of the internal heat kiln can be controlled. Further, the CO concentration in the drying / preheating furnace exhaust gas 48 is continuously detected, and the CO concentration of 0% is maintained by controlling the amount of air blown from the air supply pipe on the most upstream side of the internal heating kiln. You can also This series of steps can be controlled by an air supply amount control device.
  • thermometer for detecting the preheating temperature of the carbon-containing molded body serves as a standard for controlling the amount of combustible gas blown into the external heat type rotary kiln.
  • the thermometer may be installed on the spiral plate 55-1 on the inner surface of the intermediate connection portion. The temperature of the carbon-containing molded body is measured with this thermometer, and the amount of the combustible gas 44 blown in may be controlled so as to be within a preset temperature range.
  • a thermocouple can be used as the gas temperature detection thermometer 69 and the carbon-containing molded body preheating temperature detection thermometer.
  • thermoelectromotive force of the thermocouple fixed to the rotating internal heat type rotary kiln 47 to the thermoelectromotive force measuring device installed on the ground
  • a current collecting ring for supplying electric power to the blower 45 It is possible with the same device.
  • Example 1 Hereinafter, examples of the present invention in a test plant will be described.
  • Table 1 shows the chemical components of the unoxidized curing product obtained by drying the converter sludge used in the test operation described later in an N 2 stream.
  • M ⁇ Fe was as high as 19.2%.
  • D50 is a particle size corresponding to 50% of cumulative frequency from fine particles in the cumulative particle size distribution.
  • D10 refers to a particle size corresponding to 10% of cumulative frequency from fine particles
  • D90 corresponds to 90%.
  • Table 2 shows the raw material blending ratio of the carbon-containing molded body used in the test described later, and the blended raw material moisture (same as the moisture containing the carbon-containing molded body).
  • Add powdered coke as carbon material so that the C equivalent is 1.0 add quick lime for moisture adjustment and corn starch as binder, mix well with a double arm kneader, then mold 15mm ⁇ ⁇ 20mmL with an extruder Manufactured.
  • the moisture content of the converter sludge was 25.1%
  • the addition of 4.0% quick lime lowered the carbonaceous molded body moisture (mixed raw material moisture) to 20.3%.
  • the test apparatus has a structure in which an internal heat type rotary kiln and an external heat type rotary kiln are arranged in series and a fixed intermediate connection portion is sandwiched therebetween.
  • the equipment specifications are shown below.
  • Internal heat type rotary kiln Outer diameter 812mm x Inner diameter 500mm x Length 4m. Thermal insulation castable 50mm, fireproof castable 100mm. Total castable weight is about 3t.
  • Externally heated rotary kiln Made of heat-resistant cast steel, inner diameter 300mm x length 4m, maximum operating temperature 1100 °C.
  • External furnace Electric heating type, 4 electric furnaces with a total length of 2m and a length of 0.5m Each electric furnace can be controlled individually so that the temperature of the corresponding kiln surface thermometer becomes the set value.
  • Intermediate connection Insulated and fireproof castable. Bottom angle of 45 degrees.
  • the preheated carbon-containing molded body slides easily from the internal heat kiln to the external heat kiln.
  • Other incidental devices Carbon-containing molded body charging device, discharge device for reduced molded body, exhaust device (device for exhausting gas inside internal heat type rotary kiln), and air supply device for internal heat type rotary kiln (from the internal heat type rotary kiln outlet side) About three blowing pipes installed every 700 mm), an apparatus equivalent to that shown in FIG. 5 was installed. In order to preheat the internal heat type rotary kiln before starting the test and to supplement the heat radiation from the kiln under test, a natural gas fired burner was installed at the intermediate connection.
  • Test method> The test was conducted according to the following procedure. (1) A natural gas fired burner installed at the intermediate connection was burned (air ratio 1.0), and preheated until the temperature of the internal heat rotary kiln heat-resistant castable outlet reached 900 ° C.
  • the external heating rotary kiln external heating furnace was turned on to raise the temperature of the external heating rotary kiln to a predetermined reduction temperature. Since the reduction reaction of the carbon-containing molded body is an endothermic reaction, the relationship between the molded body temperature and the electric furnace set temperature was obtained in advance, and the electric furnace set temperature was set. In normal cases, it is preferable to set the electric furnace set temperature higher than the molded body reduction treatment temperature in consideration of heat dissipation to the atmosphere.
  • the processing speed and residence time of the internal heat type rotary kiln and the external heat type rotary kiln are adjusted by the rotary kiln rotation speed, the rotary kiln inclination, and the space factor of the carbon-containing molded body inside the rotary kiln.
  • Residual time is 1 hour with 4% internal heat rotary kiln occupancy rate, 10% external heat rotary kiln occupancy reduction time (the time required for the carbon-containing molded product to pass 2m inside the external heat rotary kiln) is 30 minutes
  • the rotational speed and inclination of each rotary kiln were adjusted so that the processing speed of the carbon-containing molded body was 45 dry-kg / h for both the internal heat type rotary kiln and the external heat type rotary kiln.
  • the rotational speed and the inclination were adjusted so that the space factor was halved while the processing speed was kept constant.
  • the amount of combustible gas (natural gas here) required to preheat the internal heat rotary kiln and maintain the temperature of the carbon-containing molded body at the outlet of the internal heat rotary kiln at 900 ° C is about 5 Nm3 / h After the generation of CO, when the reduction treatment condition was 1000 ° C. for 30 minutes, it was balanced at about 4 Nm 3 / h.
  • the carbon containing coal is contained from the N 2 blowing pipe installed in the downstream hood of the external heating rotary kiln. N 2 was sprayed on the surface of the molded body. At the same time, the downstream hood of the externally heated rotary kiln was air-cooled from the outside.
  • a seal mechanism was installed between the internal heat type rotary kiln and the intermediate connection part, between the intermediate connection part and the external heat type rotary kiln, and between the external heat type rotary kiln and the outlet hood. Furthermore, the sealing mechanism was covered with a hood, and N 2 was blown into the hood to prevent air from entering. Thereby, the intrusion of outside air into the closed space constituted by the internal heat type rotary kiln, the intermediate connection portion, and the external heat type rotary kiln was prevented.
  • Table 3 shows the test levels and test results.
  • the NET metallization rate is the metallization rate increased by reduction.
  • the GLOSS metallization rate is the total metallization rate of the sample after reduction with M ⁇ Fe (metallic iron) added to the converter sludge.
  • M ⁇ Fe metallic iron
  • the definitions of the metallization ratios of GROSS and NET are shown in Equations 4 and 5.
  • T ⁇ Fe represents total Fe (total iron content)
  • the weight percent of M ⁇ Fe and T ⁇ Fe represents the weight percent of the carbon-containing molded body.
  • GROSS metallization rate (M ⁇ Fe after reduction (% by weight)) / (T ⁇ Fe after reduction (% by weight)) (%) (Formula 4)
  • NET metallization rate ⁇ [(M ⁇ Fe (% by weight) after reduction ⁇ total weight of carbon-containing molded product after reduction) ⁇ (M ⁇ Fe (% by weight) before reduction ⁇ carbon-containing molded product before reduction) (Total weight after reduction)] / (total weight after reduction) ⁇ / (T ⁇ Fe (% by weight) after reduction) (%) (Formula 5)
  • the dezincification rate is 75% or more and the crushing strength is 40 kg / cm 2 or more.
  • the GROSS metallization rate is 70% or more even though the dezincification rate and crushing strength are somewhat low. Therefore, the test results that can be used for both the blast furnace and the steelmaking hot metal pretreatment are indicated by ⁇ , and the test results that can be used for the steelmaking hot metal pretreatment are indicated by ⁇ .
  • the test result of 70% GROSS metallization rate and 75% dezincification rate and crush strength after reduction of 40 kg / cm 2 or more is ⁇ , and the dezincification rate and crushing strength are not so high, but the GROSS metallization rate is 70%.
  • the above test results are indicated by ⁇ .
  • FIG. 6 shows the relationship between the reduction treatment temperature T ° C. and the residence time (reduction treatment time) H in the external heating rotary kiln based on the test results.
  • the reduced iron can be used for the steelmaking hot metal pretreatment if the relationship between the reduction treatment temperature T ° C. and the residence time (reduction treatment time) H minutes satisfies the following formula. . H ⁇ 120-0.1T However, 980 ⁇ T ⁇ 1100
  • test No. 5 reduced for 30 minutes at 1000 ° C gave a GROSS metallization rate of 95.0% and a dezincification rate of 81.6%.
  • This figure is comparable to the operation results of the RHF method that is reduced for 10 to 20 minutes and the operation result of the Waelz method that is reduced for 60 minutes at 1200 ° C.
  • test No. 8 reduced at 1100 ° C. for 15 minutes, both the GROSS metallization rate and the dezincification rate exceeded the RHF method and the Waelz method.
  • the upper limit temperature of the present invention is not limited to 1100 ° C., and treatment at a higher temperature is desirable if the restrictions on equipment are solved.
  • the reduction treatment temperature and treatment time any conditions of 980 ° C. or higher may be selected in consideration of the performance of heat-resistant cast steel, operation results, equipment costs, treatment costs, and the like.
  • Example 2 a production test of reduced iron was carried out using a carbon-containing molded body produced with converter-type pretreatment furnace sludge and electric furnace dust (dust generated in an electric iron melting furnace) by the test apparatus described above.
  • Table 4 shows the chemical components of the unoxidized curing product dried in a nitrogen (N 2 ) stream.
  • Table 5 shows their particle size distribution.
  • Example 2 The same method as in Example 1 was added to the above raw material so that the powdered coke as a carbon material had a C equivalent of 1.0 (Zn was all ZnO and the C equivalent to FeO + Fe 2 O 3 + ZnO was 1.0).
  • a molded product of 15 mm ⁇ ⁇ 20 mm was manufactured with an extrusion molding machine and subjected to a reduction test.
  • the test conditions were the test No. 1 of Example 1. Same as 5.
  • the results of the test are shown in Table 6. It was confirmed that these test results exceeded the GROSS metallization rate of 70% and the dezincification rate of 75%, which are reduced iron properties (see Table 3) by the RHF method in any case.
  • this invention can manufacture reduced iron from the iron-making dust in an iron-making plant, it can be utilized in the steel industry.

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Abstract

 本発明は、製鉄プラントで発生する酸化鉄を含む製鉄ダストから還元鉄を製造する方法および装置に関するものであり、ダストの前処理を必要としないロータリーキルン還元法に着目し、更なる熱効率の向上と安定操業を達成する設備を追求することを課題とする。 その課題を解決するため、本発明は、内熱式ロータリーキルンと外熱式ロータリーキルンが直列に配置され、かつ少なくとも両ロータリーキルン内部を含む一つの閉空間で含炭成型体を加熱還元処理する際に、外熱式ロータリーキルンで発生する還元排ガスを内熱式ロータリーキルンの内部で燃焼させることを特徴とする。

Description

還元鉄の製造方法および製造装置
 本発明は、一貫製鉄所で発生する粉塵(ダスト)から金属鉄を回収するための還元鉄の製造装置および方法に関するものである。
 一貫製鉄所で発生する粉塵(製鉄ダスト)には、多量の金属鉄分が含有されている。特に酸素上吹き転炉で発生する排ガス中のダスト(転炉ダスト)は製造する鉄1tあたりのダスト発生量で10kg/t-steelに達するため、鉄源として回収再利用されている。
 転炉ダストは、高温の転炉排ガス中にあるため、通常、湿式集塵法によって回収される。湿式集塵された転炉ダストは、シックナーで回収され水分が20~28%になるよう脱水処理される。脱水されたとしてもこの水分レベルでは泥状を呈することから、通常は転炉スラッジと呼ばれている。
 転炉スラッジは泥状のため取り扱いが非常に困難であり、自己酸化発熱を利用した酸化養生法により、水分量を低下させる。この酸化養生法は、転炉スラッジ中に含まれている10~20%の金属鉄(メタリックFe(M・Fe))と、60~70%含まれるFeOの酸化発熱を利用し、ヤードで自己発熱により乾燥させるものである(特許文献1)。
 この酸化養生法は、転炉スラッジを、養生ヤード内に積み上げ、3日程度そのまま養生し、その後天地を返しさらに養生させるという作業を4~5回繰り返した後、自然冷却させるものである。一連の作業に2~3週間を要し、しかも天候に左右され、工業的な方法とは言えないものである。また、粉塵などの環境上の問題もある。
 酸化養生法により、当初25%あった水分は12%程度まで低下し、ハンドリング性の良い状態となる。この状態の転炉ダストは通常転炉微粒ダストと呼ばれている。
 前記転炉スラッジを鉄源として再利用するに当たっては、もう一つ留意すべき課題がある。それは亜鉛含有量である。すなわち、転炉で使用するスクラップ中には亜鉛メッキ鋼板が混在する場合が多く、通常、転炉微粒ダストの中に亜鉛が0.2~2.0%程度含有している。亜鉛濃度が低い場合には、焼結原料あるいは高炉用非焼成ペレット原料として再利用できるが、亜鉛濃度が高くなると高炉の炉壁に亜鉛系の付着物を形成させる原因になるため、高炉への装入亜鉛量は厳しく管理されている。従って、亜鉛含有量の高い転炉微粒ダストなどの製鉄ダストの再利用に際しては、脱亜鉛についても留意しなければならない。
 転炉スラッジを還元鉄にする方法は、現在主に二つの方法が実用化されている。
 第一の方法は、回転炉床式還元炉で還元・脱亜鉛処理して還元鉄とする方法(回転炉床還元法またはRHF法)である(特許文献2)。回転炉床還元法は、転炉スラッジをペレット状にし、そのペレットを回転炉床式還元炉で還元処理される。ペレット状のまま還元鉄になるため、そのまま高炉原料として使用することができる。しかし、ペレット化するには、転炉スラッジの水分を除去したものを使用し、ペレタイザーでペレット化する必要がある。そのため、回転炉床還元法では、通常酸化養生処理による水分調整が行われている。
 回転炉床式還元炉を用いる方法(RHF法)の設備フローを図1に、回転炉床式還元炉の断面を図2に示す。図1に示すように、回転炉床法によるダスト還元設備としては、転炉微粒ダスト貯槽1、その他ダスト貯槽2、粉コークス貯槽3、バインダー貯槽4からなる原料の備蓄設備がある。さらに、ボールミル5、パンペレタイザー6、乾燥機7からなる原料事前処理設備があり、また、装入装置8、回転炉床式還元炉9、排出スクリュー14があり、これには排ガス10、ボイラー・レキュペレーター11、集塵機12および煙突13が付随している。符号15は還元鉄クーラー、16は成品ホッパーを示す。また図2に示す回転炉床17には、バーナー19が配置され、装入された成型体18を輻射伝熱で加熱する構造となっている。
 上述したような設備において、原料ダスト類を所定割合にて混合し、デイスク型ペレタイザー6にて生ペレットに造粒、乾燥機7にて乾燥した後、回転炉床17上に1層の厚みで装入する。回転炉床17では、装入されたペレットを、1周10分から20分、温度1300度Cで還元して排出、ペレットクーラーにて冷却後、成品ホッパー16へと搬送する。炉床上に装入されたペレットは、炉に設けたバーナー19でコークス炉ガスなどの燃料を燃焼させた輻射熱により加熱され、温度の上昇により内装炭材による還元反応が進行し、金属鉄の生成とともに還元された亜鉛はガス化し、系外に排出される。排ガス10中で亜鉛は酸化されて酸化亜鉛となり、排ガス集塵機12により2次ダストとして回収される。なお、バーナー19の一部からは空気のみが炉内に導入され、前記還元反応に伴って発生するCOガスを燃焼させてその輻射熱も利用している。操業実績としては、金属化率70~85%、脱亜鉛率90~97%(非特許文献2)、および脱亜鉛率75~90%(非特許文献3)と報告されている。
 第二の方法は、内熱式の直接加熱ロータリーキルンで還元・脱亜鉛処理して還元鉄とする方法(ロータリーキルン還元法(Waelz法))である。(特許文献3、非特許文献1)。ロータリーキルン還元法は、転炉スラッジに乾燥した製鉄ダストを混合し、さらに乾燥処理したものを投入し、ロータリーキルン内で加熱・還元処理を行うものである。そのため、転炉ダストの酸化養生処理を省略することができる。その反面、できあがった還元鉄は大きさがバラバラであり、塊状のものも粉状のものも混在する。そのため、高炉原料として使用できる塊状のものと、焼結原料として使用する粉状のものとを選別する必要がある。大部分は、焼結原料として使用する粉状のものとなる。
 ロータリーキルン還元法のフローの一例を図3に示す。
 図3に示すように、貯槽20から、粉状のダスト類と、炭材となるコークスまたは無煙炭が切り出され、ベルトコンベア22により搬送され、混合機23により混合される。そして、混合された原料は、回転運動を行うロータリーキルン24の上流側25からロータリーキルン内に装入される。
 一方、内熱式ロータリーキルンは、ロータリーキルンの下流側26からキルン内供給ガス(主として燃料ガスと空気)34が供給され、炉内原料から発生するCOガスと燃料を燃焼させて、炉内温度を上昇させる方法である。いずれにしても、炉内温度は1200程度に達する。
 原料37は、わずかに傾斜勾配を有するロータリーキルンの内部で回転円筒炉内で転動運動を行いながら、ロータリーキルンの上流側25から下流側26まで移動し、下流側26から還元鉄38として排出される。一方、キルン炉内ガス35は、下流側26から上流側25に向かって、原料とは逆方向に流れ、上流端25からキルン排ガス36として排出される。図3には明示されていないが、下流端26からは、キルン内供給ガス34として空気のみでなく、熱的補償などのために燃料ガス、例えば、コークス炉ガスなどが適宜供給されることもある。この間、ロータリーキルン炉内は、炭材の燃焼により発生するCO、COなどにより還元雰囲気に保たれる。
 現在、高温のキルン排ガス36を混合器23に導入し、混合と同時に含炭成形体原料を乾燥予熱することも実施されている。これにより、排熱回収による熱効率の向上効果が得られている。
 回転炉床還元法もロータリーキルン還元法も、高温かつ還元雰囲気下で原料37中の酸化鉄は金属鉄を含有する還元鉄38へと還元され、原料37中の亜鉛成分は金属亜鉛として揮発除去されるため、原料37から脱亜鉛された還元鉄38が製造される。
特開昭51-10166号公報 特開2003-89823号公報 特開2010-7163号公報
東風平玄俊、網永洋一、川口善澄、鎗山昌倫、宮本青治:          CAMPISIJ、10(1997)36~39頁 新日鐵技報 第376号、2002年 第5回西山記念講座「スラグ・ダストの新材化と新しい展開」          平成23年6月 94頁
 前述したように、還元鉄の製造方法には回転炉床炉法(RHF)とロータリーキルン還元法(Waelz法)がある。回転炉床炉法は、転炉微粒ダストをペレット化し、焼成するため、生成した還元鉄もペレット状となるため、生成した還元鉄をそのまま高炉原料として使用することができる。しかし、その反面、回転炉床式還元炉を用いる方法は、酸化養生により水分を12%程度まで低下させた後の転炉微粒ダストを対象原料としているため、酸化養生にともなう上記環境上の問題の解決策にはなりえない。
 また、酸化養生した転炉微粒ダスト中の金属鉄(M・Fe)が水酸化鉄になることにより凝結または擬似粒子となるため、微粉に比べて表面積が少なくなる。そのため、還元処理を短時間でおこなうためには、温度を1300℃程度の高温にしなければならない。さらに、ペレット状の原料を回転炉床に静置して加熱・還元処理するため1段か2段積みしかできず、熱効率が悪い。また、製造量を確保するためには設備を大型化せざるをえない。通常、排ガス温度は1300℃と高温なため、排ガス集塵機の前段にボイラーおよびレキュペレータを設置し、廃熱回収をするため、トータルでの設備費用が高くなる傾向がある。
 Waelz法は、内熱式ロータリーキルンによる直接加熱を行うため、転炉スラッジに乾燥ダストを混合する程度でそのまま処理でき、また還元により発生するガス(COガス)をロータリーキルン内部で燃焼することが特徴である。転炉スラッジを使用できるため、酸化養生が不要であることと、還元時に生成するCOガスを使用するため外部からの燃料供給が抑制されることが利点である。しかし一方で、原料が粉状であるため乾燥工程で金属鉄が再酸化されるという問題が残る。また、内熱式ロータリーキルン81は内部での直接加熱のため、原料84の加熱にムラが生じやすく、ダムリング82が発生し易い。ダムリングは次のようなメカニズムで発生する(図8参照)。
 比較的低温(Waelz法では、通常混合器で乾燥処理はするが、せいぜい100℃程度である。)の原料84が内熱式ロータリーキルン81に装入され、高温(1100~1200℃程度)の炉内燃焼ガスとの間で熱交換が行われる際に、昇温された原料中の酸化鉄とZnOの還元、および炭材のガス化が進行する。ところで、原料中には脈石成分としてSiO2とCaOが含まれており、これら脈石成分は酸化鉄であるFe2O3、およびその還元中間物であるFeOとの間で、以下に示すような低融点物質を形成しやすい。
        Fe2O3・CaO:溶融点 1,206℃
        FeO・SiO2 :溶融点 1.180℃
        FeO・CaO :溶融点 1,105℃
 従って、脈石成分の含有量が多い場合や、焼成帯の原料温度が高すぎる場合、燃焼炎(バーナーフレーム)83の温度が高すぎる場合、燃焼炎(バーナーフレーム)83の形状が広角すぎてロータリーキルン81内壁面をなめている場合などに、ロータリーキルン内壁面上に付着物の生成をもたらす(図8)。この付着物は、図8に示すとおり、リング状に形成されるのでダムリング82と呼ばれる。ダムリングは、ロータリーキルン81内における被処理物(原料84)の移動を妨げる上に、ダムリング82が多量に連続して脱落する場合があり、安定操業の面から好ましくない。
 さらに、原料が粉のままなので、炭材と転炉ダストとの接触面積が小さいことと、ダムリングの生成抑制のため炉温を高くできないため、結果として反応速度が遅く生産性が低いものとなっている。そのため、炉内滞在時間を長くするため設備が大型化せざるを得ない。設備の大型化は、立地場所を限定するため、既存の製鉄所での用地確保などの問題から小型設備による効率のよい製鉄ダストからの還元鉄の製造方法、製造設備が求められている。
 本発明は、こうした従来技術の抱える問題を解決し、転炉ダストの酸化養生処理を必要とせず、更に熱効率や安定操業による生産性が向上し、比較的コンパクトな設備となる製鉄ダストからの還元鉄の製造方法、製造設備を追求することを課題とする。
 本発明者らは、前記課題を解決するために鋭意検討を重ねた結果、以下の事項を見出した。
(a)転炉スラッジのような微粉酸化鉄を主体とする原料に炭材を均等に混合し、ペレット状に成型した原料(含炭成型体)にすることにより、1000℃程度の比較的低温での還元処理が可能となることを見出した。また、その還元処理と同時に原料の脱亜鉛処理も進むことを見出した。そして転炉スラッジのような微粉酸化鉄を直接処理できるため、酸化養生作業が不要となり、大幅な工程短縮と環境上の問題が解消されることを見出した。
(b)1000℃程度の加熱処理のため外熱式ロータリーキルンを使用することができ、原料(含炭成型体)を均一に加熱することができ、ロータリーキルン内部の占積率(断面積に対する原料装入面積)を増加させることができることも見出した。
(c)原料(含炭成形体)の還元処理により発生するCOガス(発生COガス)を、外熱式ロータリーキルンに直列に配置した内熱式ロータリーキルンの内部で燃焼させ、還元処理前の原料の加熱(予熱)処理のため使用することを見出した。これにより、発生COガス自体のもつ顕熱だけでなく発生COガスの燃焼熱も利用することができ、さらに大きなエネルギー回収効率が得られることが可能となる。
(d)さらに、外熱式ロータリーキルン内での1000℃程度の還元処理では、原料中の脈石成分が溶融せず、ロータリーキルン内面のダムリングの発生を抑制することができ、操業の安定性が飛躍的に向上することができることも見出した。
(e)また、内熱式ロータリーキルン内では、燃焼炎(フレーム)形状による加熱の不均一性が懸念されるが、発生COガスをロータリーキルン内の長手方向で少しずつ燃焼させることで、局部的過熱を防止することができることを見出した。その結果として、ロータリーキルン内面のダムリングの発生を抑制することができた。
(f)外熱式ロータリーキルンと内熱式ロータリーキルンを直列に配置することで生産性の高い設備システムを構築することができ、その結果として設置面積の縮減することができることを見出した。
 本発明は、これらの知見に基づきなされたものであり、転炉スラッジを酸化養生することなく、直接事前処理して含炭成型体とし、これを内熱式の直接加熱ロータリーキルンおよび外熱式の間接加熱ロータリーキルンにより効率良く乾燥・加熱・還元する手段を提供することができるものである。その要旨とするところは、以下のとおりである。
(1)
 酸化鉄を含む製鉄ダストを還元して製造する還元鉄の製造方法において、
酸化鉄を含む製鉄ダストと炭材およびバインダーを混合し成型して含炭成型体を製造する含炭成型体製造ステップと、
前記含炭成型体を内熱式ロータリーキルンで加熱し、続いて外熱式ロータリーキルンで加熱することにより還元鉄を製造する加熱還元処理ステップを有し、
前記加熱還元処理ステップが、直列に配置された内熱式ロータリーキルンと外熱式ロータリーキルンのそれぞれのロータリーキルンの内部を含み形成される一つの閉空間内で処理され、前記外熱式ロータリーキルンの内部で発生したガスを前記内熱式ロータリーキルンの内部で燃焼させることを特徴とする還元鉄の製造方法。
(2)
 前記加熱還元処理ステップにおいて、前記内熱式ロータリーキルン内部の長手方向の一または二以上の個所に設置した空気供給口から空気を供給し、前記外熱式ロータリーキルンの内部で発生したガスを燃焼させることを特徴とする(1)に記載の還元鉄の製造方法。
(3)
 前記内熱式ロータリーキルン内部の温度が予め設定した温度より低いときは、前記内熱式ロータリーキルン内部に供給する空気の量を多くし、前記内熱式ロータリーキルン内部の温度が予め設定した温度より高いときは、前記内熱式ロータリーキルン内部に供給する空気の量を少なくするよう制御することを特徴とする(2)に記載の還元鉄の製造方法。
(4)
 前記内熱式ロータリーキルン内部の長手方向の温度分布が予め設定した温度分布になるよう、前記内熱式ロータリーキルン内部に供給する空気の量を前記空気供給口ごとに制御することを特徴とする(2)または(3)に記載の還元鉄の製造方法。
(5)
 前記閉空間内に可燃性ガスを供給することを特徴とする(1)~(4)のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
(6)
 前記内熱式ロータリーキルンと前記外熱式ロータリーキルンとの中間における含炭成型体の温度が予め設定した温度より低いときは、前記可燃ガスの供給量を多くし、前記含炭成形体の温度が予め設定した温度より高いときは、前記可燃ガスの供給量を少なくするよう制御することを特徴とする(5)に記載の還元鉄の製造方法。
(7)
 前記外熱式ロータリーキルンの外熱炉が可燃性ガスを燃焼させる外熱炉バーナーを有し、前記外熱炉バーナーの燃焼ガスを前記外熱式ロータリーキルンの内部に供給することを特徴とする(1)~(6)のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
(8)
 前記製鉄ダストの平均粒径が3μm以下であることを特徴とする(1)~(7)のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
 後述により詳細に説明するように、平均粒径はD50(細粒からの累積頻度分布で50%頻度に相当する粒径)をいう。
(9)
 前記バインダーがコーンスターチであることを特徴とする(1)~(8)のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
(10)
 前記含炭成型体が直径10mm~30mmに相当する球状または直径10mm~30mmで長さ10mm~30mmの円柱状であることを特徴とする(1)~(9)のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
 ここでいう球状、円柱状は、球または円柱に相当する形状をいうものであり、厳密な球または円柱形状に限定されるものではない。
(11)
 前記加熱還元処理ステップにおいて、外熱式ロータリーキルンの内部の含炭成型体温度T℃と滞留時間H分との関係が以下の式を満足することを特徴とする(1)~(10)のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
 H≧120-0.1T
 ただし 980≦T≦1100
(12)
 前記含炭成型体が、前記内熱式ロータリーキルンで乾燥及び予熱処理され、且つ前記外熱式ロータリーキルンで還元処理されることを特徴とする(1)~(11)のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
(13)
 酸化鉄を含む製鉄ダストを還元して製造する還元鉄の製造装置において、
酸化鉄を含む製鉄ダストと炭材ならびにバインダーを混合し成型して含炭成型体を製造する含炭成型体製造装置と、
直列に配置された内熱式ロータリーキルンと外熱式ロータリーキルンを有し、それぞれのロータリーキルンの内部を含む一つの閉空間が形成され、さらに前記内熱式ロータリーキルン内部に空気を供給する空気供給手段を有する加熱還元装置と、
前記内熱式ロータリーキルン内部に前記含炭成型体を投入する手段を有する含炭成型体投入装置と、
前記外熱式ロータリーキルンから還元処理された含炭成型体を排出する手段を有する成品排出装置と、
前記内熱式ロータリーキルンの内部の気体を吸引する排気装置を有することを特徴とする還元鉄の製造装置。
(14)
 前記空気供給手段が、内熱式ロータリーキルンの長手方向の一または二以上の個所に配置された空気供給口を有することを特徴とする(13)に記載の還元鉄の製造装置。
(15)
 さらに前記加熱還元装置が、前記内熱式ロータリーキルン内部の温度を測定する手段を有し、その測定した温度が予め設定した温度より低いときは前記空気供給手段により供給する空気の量を多くし、前記内熱式ロータリーキルン内部の測定した温度が予め設定した温度より高いときは前記空気供給手段により供給する空気の量を少なくするよう制御する空気供給量制御装置を有することを特徴とする(13)または(14)に記載の還元鉄の製造装置。
(16)
 さらに前記加熱還元装置が、前記内熱式ロータリーキルン内部の長手方向の温度分布を測定する手段を有し、その測定した長手方向の温度分布が予め設定した長手方向の温度分布になるよう、前記空気供給手段による供給する空気の量を制御する空気供給量制御装置を有することを特徴とする(13)または(14)に記載の還元鉄の製造装置。
(17)
 前記内熱式ロータリーキルンと前記外熱式ロータリーキルンが、中間接続部を間に挟んで配置されることを特徴とする(13)~(16)のいずれか1項に記載の還元鉄の製造装置。
(18)
 前記内熱式ロータリーキルンと前記外熱式ロータリーキルンの回転軸が同一直線上になるように配置され、前記中間接続部と前記内熱式ロータリーキルンが一体構造であり、前記中間接続部の一端が前記外熱式ロータリーキルンの内部に挿入され、前記中間接続部内面に螺旋状に平板が配置されていることを特徴とする(17)に記載の還元鉄の製造装置。
(19)
 前記加熱還元装置において、前記外熱式ロータリーキルンの外熱炉が可燃性ガスを燃焼させる外熱炉バーナーを有し、前記外熱炉バーナーの燃焼排ガスを前記外熱式ロータリーキルンの内部に導入する手段を有することを特徴とする(13)~(18)のいずれか1項に記載の還元鉄の製造装置。
(20)
 前記加熱還元装置において、前記外熱式ロータリーキルンまたは中間接続部の少なくともどちらか一方に可燃性ガスを供給する可燃性ガス供給手段を有することを特徴とする(13)~(19)のいずれか1項に記載の還元鉄の製造装置。
(21)
 前記加熱還元装置において、前記外熱式ロータリーキルンの外熱炉が電気炉を有することを特徴とする(13)~(18)のいずれか1項に記載の還元鉄の製造装置。
(22)
 前記加熱還元装置において、前記外熱式ロータリーキルンまたは中間接続部の少なくともどちらか一方に可燃性ガスを燃焼する予備バーナーを有し、前記予備バーナーの燃焼排ガスを前記加熱還元装置の内部に導入する手段を有することを特徴とする(21)に記載の還元鉄の製造装置。
(23)
 前記排気装置は、集塵装置と送風機を有することを特徴とする(13)~(22)のいずれか1項に記載の還元鉄の製造装置。
 本発明により、前述した課題が解決される。即ち、以下の効果が得られる。
(a)転炉スラッジのような微粉酸化鉄を直接処理できるため、従来のヤードでの酸化養生作業が不要となり、大幅な工程短縮と環境上の問題が解消される。
(b)微粉酸化鉄を含炭成型体として還元処理するため、従来の処理温度より低温の1000℃程度で還元処理でき、外熱式ロータリーキルンを使用することができる。外熱式ロータリーキルンは、内部の原料を均一加熱できることから内部の占積率(断面積に対する原料装入面積)が、内熱式ロータリーキルンより大きくできる。また、均一加熱されることからコンパクトな設備でかつ品質のよい還元鉄を得ることができる。さらに、併せて脱亜鉛処理も進行することから、亜鉛含有ダストでも処理することができる。
(c)還元処理により発生するCOガスを内熱式ロータリーキルンの熱源として利用するため、発生COガス自体のもつ顕熱だけでなく燃焼熱も利用することができる。さらに外熱式ロータリーキルンのバーナーの燃焼排ガスも再利用できるため、大きなエネルギー回収効率を得ることができる。
(d)外熱式ロータリーキルン内での1000℃程度の還元処理では、ダムリングの発生を抑制することができ、操業の安定性が飛躍的に向上することができる。
(e)内熱式ロータリーキルン内では、燃焼を制御し、局部的過熱を防止することでダムリングの発生を抑制することができ、操業の安定性が飛躍的に向上することができる。
(f)外熱式ロータリーキルンと内熱式ロータリーキルンで一つの閉空間を形成することで、発生するCOガスを効率よく回収し利用することができる。また、設備もコンパクト化でき、設置面積も節減することができる。例えば、ダスト処理能力22t/Hrの還元炉、予熱炉および乾燥炉も含めた一連の設備設置面積は、RHF(回転炉床式還元炉)の場合で530m(新日鐵技法376号、2002年)、Wealz法(直接加熱ロータリーキルン)の場合で449m(鉄と鋼64(1978)、A103)である。これに対し、本発明に係る設備であれば191m程度と見込まれる。
(g)バインダーとしてコーンスターチを添加することにより、含炭成型体の乾燥後の圧潰強度を高めることができ、加熱還元処理ステップでの粉の発生が抑えられ、最終的な成品歩留が向上する。
従来の回転炉床式還元炉による還元鉄製造工程を示す図である。 回転炉床式還元炉の断面を示す概念図である。 従来のロータリーキルンによる還元鉄製造工程を示す図である。 含炭成型体の製造工程を示すフロー図である。 本発明の実施態様の一例を示す図である。 本発明における外熱式ロータリーキルン内部の含炭成型体温度T℃と滞留時間H分の関係を示す図である。 (a)(b)(c)とも、本発明の実施態様のうち、内熱式ロータリーキルンと外熱式ロータリーキルンの配置の例を示す概念図である。 ダムリングの生成メカニズムを説明する概念図である。
 以下、本発明について詳細に説明する。
 なお、本発明の実施態様は、以下に示す実施態様に限定されることはない。
[含炭成形体製造ステップ]
 含炭成型体製造ステップにおいては、製鉄ダストに、還元剤となる炭素材(炭材)、水分調整用の生石灰、粒子間をつなぐ役目をもつバインダー材を混合し、成型して、加熱還元処理するための原料である含炭成型体を製造する。
 本発明における還元鉄の原料として、製鐵所等の鉄鋼製造工程で発生するダストである製鉄ダストを利用している。製鉄ダストは、酸化鉄の含有量も多く再利用のニーズが強い。酸化鉄を含む製鉄ダストとしては、例えば転炉の排気ガス中の浮遊ダスト(転炉ダスト)および、転炉ダストをシックナーで回収した転炉スラッジ(泥状となっているため転炉スラッジと呼ばれている)、転炉建屋内の転炉環境集塵ダスト、高炉炉床の高炉環境集塵ダスト、溶銑予備処理工程での排気ガス中の浮遊ダスト、連続鋳造のモールド部の排気ガス中の浮遊ダスト、高炉2次灰、冷延排水中和スラッジなどがある。酸化鉄を含むダストであれば、その種類は問わない。
 これらの製鉄ダストは微粉であるため、その扱いが難しい。しかし、微粉であるがためその比表面積(単位重量あたりの表面積)が広くなり、還元反応が進みやすくなる。例えば、転炉ダストを湿式集塵した転炉スラッジは平均粒径が1μm以下と極めて微粒なものである。
 一方、現在回転炉床式還元法で用いる原料は、転炉スラッジを酸化養生したものを使用している。転炉スラッジなどを酸化養生すると、養生中の酸化発熱と転炉スラッジに含まれる水による水酸化反応によって金属鉄は水酸化鉄となるため、還元反応性が悪化する。さらに、水分減少による成型性は改善するが擬似粒子化し、粒子表面積総和が減少することも還元反応性を悪化させる。また、酸化養生法は、もともと含有する10~20%の金属鉄が酸化されるので、還元処理後の金属化率を下げることになる。
 そこで、本発明者らは、製鉄ダスト粒子の比表面積を大きくして還元反応性をよくするため、製鉄ダストを微粉のまま使用することに着想し、その使用方法について鋭意検討した。その結果、製鉄ダストの平均粒径(D50:累積粒径分布において細粒からの累積頻度が50%に相当する粒径)が3.0μm以下であれば、実用上十分な還元反応性を得ることができることを見出した。特に、転炉スラッジなどはD50が1.0μm以下であり、良好な還元反応性を得ることができる。ただし製鉄ダストのD50が0.1μm未満となるとその扱いが困難となるので、製鉄ダストの平均粒径は0.1μm以上とすることが望ましい。さらには、0.3μm以上とすることがより好ましい。通常の製鉄ダストの粒度分布から考慮して、D50を規定すれば、ほぼ同程度の粒度分布をもつ製鉄ダストが得れる。D50が3.0μmの場合、D10は1.0μm、D90は10.0μm程度となる。還元反応性を確保する観点および処理性の観点から、あまりに大きい粗大粒は好ましくないが、D50が3.0μm以下であれば、実用上問題ない。
 さらに製鉄ダストを酸化養生処理せずに使用することにより、もともと含有する金属鉄を有効に利用することができ、還元処理後に高い金属化率を得ることができる。
 また、比表面積の大きい微粉ダストを使用するため、還元反応性と同様に脱亜鉛性もよくなる。そのため、亜鉛含有製鉄ダストも処理することが可能となる。脱亜鉛された還元鉄は、高炉原料あるいは製鋼予備処理炉の原料として利用できる。
 図4に、転炉スラッジを例にした含炭成型体の製造工程を示す。高水分で泥状の転炉スラッジは、ロードセル付の混合機にショベルで投入し、この投入量と事前に測定しておいた化学分析値および水分値をもとに、所定量の炭材と生石灰とバインダーを切り出して、混合機に投入する。
 炭材は酸化鉄を金属鉄に還元するための還元剤であり、C当量で0.7~1.3の範囲となるものである。ここで、C当量とは、下記式1、式2に基づく理論炭素量に対する比率で、転炉スラッジの酸化鉄が全量Fe2O3とすれば、Fe2O3の1モルを還元して2モルの金属鉄を得るためには、3モルのC(炭素)が必要で、これが理論炭素量である。理論炭素量の0.7~1.3倍のCを添加するという意味である。
  Fe2O3+3C+ΔH(1) → 2Fe+3CO      ・・・(式1)
  FeO+C+ΔH(2) → Fe+CO           ・・・(式2)
 上記式1、式2の化学反応はいずれも吸熱反応であり、吸熱量は、それぞれ
  ΔH(1)=966×103kcal/t(Fe)、
  ΔH(2)=610×103kcal/t(Fe) である。
 これらの反応を起こすためには、上記吸熱量に相当する熱量を、外部から加える必要がある。
 生石灰は水分調整剤であり、成型体の水分が20~25%となるように添加する。製鉄ダストは微粉のため、シックナーなどで湿式回収され、スラッジ状(泥状)となり、このままでは成型できない。そこで、生石灰や乾ダスト(製鉄ダストを乾燥状態で回収したもので、例えば転炉環境集塵ダストである)を添加して、水分が20~25%(質量%)となるよう調整する。
 バインダーは、例えばコーンスターチである。成型体の乾燥後圧潰強度が5kg/cm以上となるように添加する。成型体の乾燥後圧潰強度が5kg/cm未満では、ハンドリングおよびロータリーキルン内での転動により成型体が一部破壊されるからである。
 これらの原料を混合機に投入し、原料を混合する。混合機は、回転式のバッチタイプが通常使用されるが、原料を均一に混合できれば、その方式は特に限定しない。混合後の配合原料は中継槽を経て、押し出し成型機やロール成形機などで成型処理される。成型処理された混合原料体を含炭成型体と称する。その後含炭成型体を篩分けし、所定の大きさの含炭成型体を選別する。原料や含炭成型体に含まれる鉄は放置しておくと空気中の酸素により酸化鉄となる。これは発熱反応であるため、原料となる製鉄ダストや成品の含炭成型体などは、熱がこもりやすい山積みにしないよう、その補完方法には注意がいる。条件によっては発火する場合があるからである。
 含炭成型体の形は、球状または円柱状とすることが一般的であるが、立方体や直方体、もしくは三角柱、およびブリケットなど、その形は限定されない。含炭成型体の大きさは、後の還元処理を考慮して直径5~50mm程度の球状もしくは直径5~50mmで長さ5~50mmの円柱状とするとよい。直径や長さが5mmより小さいと還元処理後の還元鉄が小さくなり、高炉原料として使用できないからである。また、50mmより大きいと、ロータリーキルン内部で処理中に破壊しやすくなり、粉率が上がるため望ましくない。好ましくは直径や長さが10~30mmにするとよく、さらには15~25mmにすることが好ましい。
 成型体とすることにより、成品としての還元鉄も若干収縮するものの成型体で得られ、そのまま高炉原料とすることができる。 原料の切り出しから、所定の大きさの含炭成形体を選別するまでの一連の工程に要する装置を含炭成型体製造装置と呼ぶ。含炭成型体製造装置を形成する各個別の装置は、前述した機能を達成できるものであれば、その態様は特に問わない。
[加熱還元処理ステップ]
 本発明における加熱還元ステップとは、含炭成型体製造ステップで製造された含炭成型体が、上記一つの閉空間をなす内熱式および外熱式ロータリーキルン内部に装入され、乾燥され、加熱され、還元処理され、還元鉄となって排出されるまでの一連の工程を指す。
 含炭成型体製造ステップで得られた含炭成型体は、酸化養生していないので製鉄ダストが微粉のまま炭材と混合されている。そのため、酸化鉄の比表面積が広く、還元剤となる炭材との反応性が高めることができ、還元処理温度を下げることができる。
 本発明者らは、本発明に係る含炭成型体を1000℃程度に加熱すれば実用上問題ない程度に還元反応が進むことを確認した。従来の回転炉床式還元法での1250~1350℃や、Waelz法の1100~1200℃に比べて大幅な低温化が達成できる。この低温化により、従来は使用できなかった外熱式ロータリーキルンを使用することが可能となった。
 しかし、酸化鉄をC(炭素)自体で還元するためには950℃以上の温度が必要である。したがって、還元処理温度(外熱式ロータリーキルンでの処理温度)の下限は理想的には950℃である。しかし、含炭成型体内で微粉酸化鉄と炭素との接触状態などの因子も影響するので、還元処理の下限温度は好ましくは980℃、さらに好ましくは990℃以上で処理するとよく、1000℃以上であればどのような含炭成型体でも安定した還元処理ができる。還元処理の上限温度は、外熱式ロータリーキルンの設備的耐熱性による。現状の遠心鋳造で製造する耐熱鋳鋼では、1200℃程度が上限である。温度のバラつき等を考慮すると設備保全性の観点から、上限温度は好ましくは1100℃、さらに好ましくは1050℃とすることが好ましい。外熱式ロータリーキルンの設備的耐熱性が上がれば、当然還元処理温度を上げることができる。
 外熱式ロータリーキルンでの処理時間は温度との関係で決まることを、本発明者らは確認した。本発明者らは、実験により、以下の式3で規定される外熱式ロータリーキルンでの還元処理温度(T℃)と還元処理時間(滞留時間)(H分)の関係であれば、従来のRHF法やWaelz法と同等またはそれ以上の品質の還元鉄を得ることができることを確認した(図6及び実施例参照)。
 H≧120-0.1T                   ・・・(式3)
 ただし980≦T≦1100
 T:含炭成型体の還元処理温度(℃)、
 H:含炭成型体の滞留時間(還元処理時間)(分)
 言い換えれば、Tは外熱式ロータリーキルン内部での含炭成型体温度であり、Hは外熱式ロータリーキルン内の滞留時間ということになる。還元反応は処理温度が高いほど反応が早く進むため短時間で処理できる。しかしながら、含炭成型体の性状が一様であるとは限らない。しかし、設備的耐熱性が向上し1100℃以上の高温処理ができるようになったとしても、ある程度の反応時間を確保する必要があることから、Hは最短でも5分とするとよい。なお、Hの上限は特に限定されないが、あまり長く滞留しても還元率の改善はあまりないので、40分または式3の右辺に10分ほど余裕を持たせればよい。すなわちH≦130-0.1Tまたは40のどちらかとするとよい。
 還元鉄の品質指標として、GROSS金属化率を採用し、RHF法やWaelz法でのGROSS金属化率が80%以上を合格の基準とした。詳細については、後述の実施例にて説明する。
 外熱式ロータリーキルンは、内熱式ロータリーキルンに対し、内部の原料を均一に加熱することができるため内部の占積率(断面積に対する原料装入面積)を高めることができる。例えば、従来の内熱式ロータリーキルンの場合、約5%程度の占積率であるが、外熱式ロータリーキルンであれば約10~15%まで高めることができることを確認した。
さらに還元反応性が高いため、還元処理時間も短縮されることを確認した。例えば、従来の内熱式ロータリーキルンの場合、予熱を含めて2時間程度を要していたが、外熱式ロータリーキルンを適用する本発明に係る方法であれば30分程度まで短縮できることを確認した。
 また、還元処理により発生するガスは、前述した式1、式2からもわかるようにCOガスである。本発明においては、外熱式ロータリーキルン内部の還元処理で発生するCOガス(発生COガス)をそのまま回収し、含炭成型体を予熱する際に再利用する。発生COガス自体のもつ800~1000℃程度の顕熱だけでなく、その燃焼熱も利用することにより熱効率を大幅に向上させることができる。即ち、発生COガスを内熱式ロータリーキルンで燃焼させることにより、内熱式ロータリーキルンの熱源とすることができる。
 さらに、外熱式ロータリーキルンの外熱炉バーナーの燃焼排ガスを外熱式ロータリーキルンの内部に供給することにより、燃焼排ガスのもつ1200℃程度の顕熱も活用することができる。本発明では、それらの熱で含炭成型体を加熱(予熱処理)し、外熱式ロータリーキルンでの還元処理の熱効率を向上させている。
 これらの一連の加熱処理を効率的に行うため、本発明においては、内熱式ロータリーキルンと外熱式ロータリーキルンを直列に配置し、且つ両ロータリーキルンの内部空間を含む一つの閉空間を形成し、その中で、含炭成型体の加熱(予熱)および還元処理を行うこととした。これにより、発生COガスの流れ、含炭成型体の流れが滞ることなく円滑に進み、全体として効率よく処理することができるからである。
 このようにして、内熱式および外熱式ロータリーキルンでの2段階の加熱処理を通して、含炭成型体の乾燥、予熱(加熱)、還元と一連の処理が連続して成されることになる。特に、前段の内熱式ロータリーキルンで含炭成型体の予熱を行い、後段の外熱式ロータリーキルンで含炭成型体の還元処理を連続して行うことになる。このように内熱式ロータリーキルンと外熱式ロータリーキルンの役割分担を明確にすることにより、両ロータリーキルン内部の温度制御や含炭成型体の滞留時間制御を精度よく行うことができる。
[加熱還元装置]
 以上説明した含炭成型体の乾燥、予熱(加熱)、還元と一連の処理を行うのが加熱還元装置である。
 加熱還元装置は、直列に配置された内熱式ロータリーキルンと外熱式ロータリーキルンを有し、それぞれのロータリーキルンの内部を含む一つの閉空間が形成され、さらに前記内熱式ロータリーキルン内部に空気を供給する空気供給手段により構成される。
 一つの閉空間とは、両ロータリーキルンの内部空間が何らかの形で連続しており、大気と隔絶されていればよい。図7に、内熱式ロータリーキルンと外熱式ロータリーキルンの配置例を示す。図7の各例にあるように、少なくとも両ロータリーキルンを含む一つの閉空間を形成し、その中を含炭成型体および外熱式ロータリーキルンの内部で発生した還元排ガスが移動することができるようになっている。
 両ロータリーキルンは直接接続される構造でもよいが、通常はそれらの鉄皮温度が大きく相違し、その熱膨張の差が大きいため、両ロータリーキルン間に中間接続部を介して接続される。例えば、外熱式ロータリーキルンの鉄皮は直接加熱されるため約1000℃となるが、内熱式ロータリーキルンの鉄皮は内面に耐火ライニングされているため100~200℃程度にしかならない。この熱膨張の差を吸収するため、例えば、両ロータリーキルン間に円錐台状で中空のリング(このような両ロータリーキルンを接続する部材を中間接続部と呼ぶ。)を介して接続する場合が考えられる(図7(a)(b))。この場合、両ロータリーキルンと中間接続部により、一つの閉空間が形成されている。
 なお、この場合、含炭成型体の移送の観点から、中空リングは回転する構造とすることが望ましい。
 図7(b)に、図7(a)の中間接続部を内熱式ロータリーキルンと一体構造としたものの例を示す。この場合、中間接続部は内熱式ロータリーキルンと一体となって回転する。後述するが、本発明の詳細については、この構造を例として説明する。
 図7(c)に、両ロータリーキルン間をシュートを兼ねたダクトで接続した例を示す。この場合、当該シュートが中間接続部となる。内熱式ロータリーキルンの含炭成型体排出側が、外熱式ロータリーキルンの含炭成型体投入側より、高い位置に配置され、前記シュートを兼ねたダクト内を通して、含炭成型体を落下させ移動することができる。外熱式ロータリーキルン内で発生した還元排ガスは、前記ダクトを通り、内熱式ロータリーキルンに導入されることになる。
 また、両ロータリーキルン間に、含炭成型体を通すためのシュートと還元排ガスを通す配管を別に設置してもよいが、一つのダクトとした方が、設備を簡素化できることと、および保温の観点から望ましい。
 なお、ロータリーキルンは、処理物の搬送の観点から、通常傾斜して設置される。本発明におけるロータリーキルンも同様である。したがって、図7に示す各例、および本明細書中で説明するロータリーキルンは、特に断らないかぎり、処理物(本発明の場合は含炭成型体)の進行方向に対し下向きになるよう傾斜して設置されているものとする。(図は、便宜的に水平に記載している。)
 閉空間内部には発生COガスが、ガス温度800~1000℃で存在している。COガスの発火点は609℃であることから、閉空間内に空気を供給することによりCOガスを燃焼させることができる。そこで、閉空間の内熱式ロータリーキルン部分に空気を供給する手段(空気供給手段)を設け、発生COガスを燃焼させる。この燃焼熱は、内熱式ロータリーキルンの熱源となる。
 空気供給手段は、例えばロータリーキルン外側に設置した送風機(空気供給送風機)から内熱式ロータリーキルン内部に配管(空気供給管)を通し、その先端の空気供給口から空気を供給し、そこで空気と発生COガスを混合させ燃焼させる。空気供給口は、内熱式ロータリーキルンといっしょに回転するので、ロータリーキルン断面の中央部(回転軸)近傍に設置することが望ましい。空気供給口は、前記態様に限定されるものでなく、閉空間の内熱式ロータリーキルン部分に空気を供給し、発生COガスと混合させ燃焼させる構造であれば、その態様は特に限定されるものではない。
 発生COガスは、内熱式ロータリーキルンの長手方向の一箇所で燃焼させてもよいが、二以上の箇所で燃焼させるほうが望ましい。一箇所で燃焼させるとその燃焼炎が大きくなり、加熱が不均一になる場合があるからである。さらにフレーム先端部で高熱(ホットスポット)になるためダムリングが発生する場合が懸念されるからである。そのため、内熱式ロータリーキルンの長手方向で二以上の箇所に空気供給口を配し、発生COガスを分散燃焼させることが望ましい。
 発生COガスの燃焼は、空気供給量制御装置により供給する空気量を調節することで制御することができる。燃焼を制御するため、内熱式ロータリーキルン内部の雰囲気温度や両ロータリーキルンの中間における含炭成型体の温度を測定し、その測定温度に基づき空気供給管に設置した制御弁を制御することにより、燃焼を制御することができる。燃焼制御の具体的方法は特に限定しない。例えば、予め設定した温度と対比し、測定温度が低いときは燃焼を強くする方向(空気の供給量を多くする方向)に、測定温度が高いときは燃焼を弱くする方向(空気の供給量を少なくする方向)に制御することで制御できる。また、複数個所で測定した温度に基づき、その温度分布と予め設定した温度分布を対比して、燃焼(つまり供給空気量)を制御することもできる。
 発生COガスの燃焼だけでは不足する場合は、可燃性燃料ガス(可燃性ガス)を一つの閉空間内に供給してもよい。ただし、内部ガスの流れは、外熱式ロータリーキルンから内熱式ロータリーキルンに向かって流れるので、燃焼させたい箇所のガス流れ上流側で供給しなければならない。例えば、外熱式ロータリーキルン端部や、中間接続部で供給するとよい。前記空気量と同様に、内熱式ロータリーキルン内部の雰囲気温度や両ロータリーキルンの中間における含炭成型体の温度を測定し、その測定温度に基づき可燃性がスの供給量を制御することにより、燃焼を制御することができる。燃焼制御の具体的方法は特に限定しない。例えば、予め設定した温度と対比し、測定温度が低いときは燃焼を強くする方向(可燃性ガスの供給量を多くする方向)に、測定温度が高いときは燃焼を弱くする方向(可燃性ガスの供給量を少なくする方向)に制御することで制御できる。
 これらの燃焼制御方法により、種々の条件にも対応でき、操業の柔軟性を確保することが可能となる。
 外熱式ロータリーキルンの外熱炉の外熱炉バーナーの燃焼排ガス(主にCO2)も、十分高温となっている(約1200℃)。そのため、この燃焼排ガスの顕熱を回収するため、外熱炉バーナーの燃排排ガスを上記閉空間内に供給することが望ましい。例えば、外熱式ロータリーキルン端部から加熱還元装置内に導入するとよい。
 外熱式ロータリーキルンの外熱炉が電気炉の場合は、燃焼排ガスが発生しないため、例えば、外熱式ロータリーキルンまたは中間接続部の少なくともどちらか一方に可燃性ガスを燃焼する予備バーナーを設置し、予備バーナーの燃焼排ガスを加熱還元装置内に導入するとよい。
[付帯装置]
 加熱還元装置の付帯装置として、含炭成型体投入装置、成品排出装置、排気装置がある。
 含炭成型体投入装置は、加熱還元装置のうち内熱式ロータリーキルン内部に含炭成型体を投入する手段により構成される。閉空間内を外部空気と隔絶するため、含炭成型体投入装置は、外部空気が侵入しない構造とすることが望ましい。例えば、2段ホッパー型とし、各ホッパーに含炭成型体を移動させながら弁を開閉し、直接外部空気が侵入できない構造とすることが望ましい。
 成品排出装置は、加熱還元装置のうち前記外熱式ロータリーキルンから還元処理された含炭成型体を排出する手段により構成される。これも含炭成型体投入装置と同様に、外部空気が直接的に閉空間に侵入できない構造とすることが望ましい。例えば、2段ホッパー型とし、各ホッパーに含炭成型体を移動させながら弁を開閉し、直接外部空気が侵入できない構造とすることが望ましい。
 排気装置は、加熱還元装置の内部の気体を吸引する排気手段で構成される。発生COガスを内熱式ロータリーキルン内部に誘導するため、排気は内熱式ロータリーキルンから行うことが望ましい。望ましくは、内熱式ロータリーキルンの端部(外熱式ロータリーキルンと反対側)から排気するとよい。内燃式ロータリーキルン内部の気体を外部排出するということは、当然に前記閉空間内部の気体(排ガス)を閉空間外へ排出ことになる。また、当該閉空間は内熱式ロータリーキルンと外熱式ロータリーキルンを直列に配置していることから、排ガスは、外熱式ロータリーキルンから内熱式ロータリーキルンを通って、外部へ排出されることとなる。
 排気装置は、少なくとも集塵機と送風機を有している。排ガス中のダストが大気放散されないよう環境面からも、またダストによう送風機の磨耗を防止するよう設備保護の観点から、集塵機にて排ガス中のダストを補足することが望ましい。
 図5に、本発明の実施態様の一例を示す。図5の例により、本発明について説明する。なお、本発明は、以下に説明する実施態様に限定されるものでなく、本発明に必要な特定事項を満足する実施態様は、本発明の技術範囲に含まれることは言うまでもない。
 図5に示す例は、加熱処理前段の内熱式ロータリーキルン47を含炭成型体の乾燥・予熱炉として、後段の外熱式ロータリーキルン39を含炭成型体の還元炉としている。図5は、この両ロータリーキルンを直列に配置し、接続させている例である。通常、両ロータリーキルンはその径が異なることから、中間に円錐台形状の中間接続部55を入れ、両ロータリーキルンを接続している。両ロータリーキルン39,47および中間接続部55は、それぞれ独立して回転できる構造であっても、どちらかのロータリーキルンと一体構造となっていてもよい。図5において、中間接続部55は径の大きい内熱式ロータリーキルン47と一体化し、中間接続部55の一端は径の小さい外熱式ロータリーキルン39の内部に突っ込むように配置されている。中間接続部55と外熱式ロータリーキルン39の間は耐熱性シール(図示せず)を介して接続されている。外気との隔絶性を高めるため、当該接続部を覆うようにキルン連結フード56を設置し、キルン接続フード56と両ロータリーキルン47,39との間を耐熱シール(図示せず)してもよい。また両ロータリーキルンの端部にはキルン端部フード57を設置し、ロータリーキルンとの間を耐熱シール(図示せず)することにより、外気との隔絶性を高めることができる。
 これらにより、内熱式ロータリーキルン40、中間接続部55、外熱式ロータリーキルン39の内部が一つの閉空間を形成することになる。
 両ロータリーキルンは、それぞれ独立して回転することができる。投入される含炭成形体の水分や、気温、湿度などの要因により、含炭成形体のそれぞれのロータリーキルンにおける処理時間が決まるためである。
 また、内熱式ロータリーキルンと外熱式ロータリーキルンの回転軸は同一直線上になるように配置されていることが望ましい。そうすることで、外熱式ロータリーキルンの一端に入り込むように位置した結合部と、外熱式ロータリーキルンが、いつも同じ位置関係になるように回転することができるからである。
[製造方法]
 次に図5の例により、本発明における還元鉄の製造方法を説明する。
 図5の中で、マテリアルフローを白抜きの矢印で、ガスフローを実線の矢印で示した。
 まず、マテリアルフローについて説明する。前述した含炭成型体製造ステップ52で製造され、水分20~25%に調整された含炭成型体53は、内熱式ロータリーキルン47の端部から、含炭成型体投入装置54によりロータリーキルン内に装入される。このとき、内熱式ロータリーキルン40の内部圧力を負圧(大気圧対比)を維持しつつ装入する。装入された含炭成型体は、該ロータリーキルンの傾斜(図示していないが通常3~4%程度の傾斜(水平100mmに対し垂直方向3~4mmの傾斜)を持つ)と回転(通常2~10rpm程度)により、該ロータリーキルン内を転動運動しながら移動する。その間に高温の燃焼排ガスにより乾燥と予熱が行われる。その後、含炭成型体は中間接続部55を通り、外熱式ロータリーキルン39に搬送される。図5に示す結合部55は、内熱式ロータリーキルン47に接合され一体として回転する構造となっている。中間接続部55の内面には、含炭成型体を搬送するための帯状の鋼材(螺旋プレート)が螺旋状に設置され、中間接続部の回転により含炭成型体を移送することができる。なお、該内熱式ロータリーキルンは、高温の燃焼排ガスに耐えられるよう、耐火ライニングを備えている。
 図5に示す例での外熱式ロータリーキルンは、含炭成型体の還元炉としての機能を有する。外熱式ロータリーキルン39の上流側に搬送された乾燥・予熱された含炭成型体は、外熱式ロータリーキルンの傾斜(図示していない)と回転により、転動しながら下流側に移動しつつ加熱され、含炭成型体内の酸化鉄の還元反応が進み、還元鉄が生成される。含炭成型体の還元反応は、前記式1、式2に示したように酸化鉄と炭素との吸熱反応により進行する。そのため、吸熱反応を起こすのに必要な熱量が、該ロータリーキルン外熱炉40に設置された外熱炉バーナー41から供給される。このときの外熱式ロータリーキルンの内部温度は、1000℃に達する。
 生成された還元鉄は、還元炉である外熱式ロータリーキルン39の端部に設置した成品排出装置であるキルン端部フード57から二重ダンパー58を通って排出される。二重ダンパーを用いる目的は、該ロータリーキルン内の負圧を維持するためである。この間、吸熱反応を起こすのに必要な熱量が、該ロータリーキルン外熱炉40に設置された外熱炉バーナー41から供給される。
 外熱式ロータリーキルン39は耐熱鋳鋼製で、遠心鋳造で製造した短管を溶接することで所要の長さのキルンを製造することができる。耐熱鋳鋼の材質としては、例えば、KHR48N(27Cr-47Ni-5W):最高使用温度1200℃((株)クボタ)を使用することができる。
 なお、上記説明においてロータリーキルン外熱炉40は外熱炉バーナー41を設置したもので紹介したが、特にバーナーに限定されるものでなく、電気炉を用いてもかまわない。外熱炉に電気炉を用いた場合、内部の温度に基づき加熱量の制御性が、バーナーによる加熱よりも向上する。その反面、後述するが、外熱炉バーナーの場合に発生する排ガスをロータリーキルン内部加熱用の再利用することができないため、外熱炉を電気炉とした場合、ロータリーキルン内部加熱用として予備バーナーなどの加熱手段が必要となる。
 生成した還元鉄59は、還元鉄冷却装置60により冷却された後、振動篩により篩い分けられ、それぞれ篩上品ホッパー62、篩下品ホッパー63に貯蔵される。篩上品は高炉または製鋼予備処理炉で使用され、篩下品は焼結原料として使用されるか、または前記含炭成型体製造工程52へ原料として戻される。
 次に、ロータリーキルン内部のガスの流れ(ガスフロー)について説明する。
 前記したように、外熱式ロータリーキルン39と内熱式ロータリーキルン47は直列に配置されており、これらは一つの閉空間を形成している。この閉空間内のガス(キルン排ガス)は、内熱式ロータリーキルン47の含炭成型体投入装置54側から、排気装置により吸引される。排気装置は、キルン排ガス中のダストを集める集塵機49、排気ガスを吸引する排風機(ブロアー)50、そして最終的にキルン排ガスを大気放散するための煙突51をこの順に有する。
 この排気装置により、マテリアルフローとは逆方向に、つまり外熱式ロータリーキルン内部から内熱式ロータリーキルン内部に向かって発生COガスが流れる。COガスの発火点は609℃であり、空気中での爆発限界は12.5~74%である。発生COガスは約800~1000℃の高温ガスあるので、酸素と混合すれば燃焼させることができる。閉空間内は空気が遮断されているので、外部から空気(酸素)を供給すれば、その供給ポイントで燃焼させることができる。また、供給する空気量で、燃焼を制御することもできる。
 図5では、内熱式ロータリーキルン47の内部には外部から空気を供給するための空気供給管46が複数配置されている。空気は、該ロータリーキルンに固定設置される空気供給送風機45から空気供給管46を通して供給され、空気供給量制御装置により、その供給量が制御される。燃料バランス上、発生COガスだけでは不足する場合もあるので、外部から可燃ガス44(例えば、コークス炉ガス(COガス)や、液化石油ガス)を、燃料吹き込み装置43を通してロータリーキルン内に供給することができる。
 内熱式ロータリーキルン47および外熱式ロータリーキルン39の内部は、COガスの外部への漏洩を防ぐため負圧に保つ必要がある。また、大気からの空気の侵入を防ぐために、それぞれのキルンの端部にはシール機構を備えたキルン端部フード57が設置されている。また、両ロータリーキルン間にも同様の目的で、キルン連結部フード56が設置されている。これにより両ロータリーキルンで構成される閉空間の密閉性が保たれ、内部が負圧となり、発生COガスの外部への漏洩を防ぐことができる。
 図5の場合、内熱式ロータリーキルン47と中間接続部55は一体構造となっているため、中間接続部55と外熱式ロータリーキルン39の接続部分を覆うようにキルン連結部フード56が設置されている。なお、外熱式ロータリーキルン内部の気圧を圧力計65で検出し、内部気圧が大気圧よりも1~10mmHPaだけ低くなるよう、回転数制御機能を備えた排風機50の回転数を制御するとよい。
 また、前記外熱炉40の外熱炉バーナー燃焼排ガス42は、前記外熱式ロータリーキルン39の下流側端部フード57より、該ロータリーキルン内に導入するとよい。この外熱炉バーナー燃焼排ガスは、1200℃を超える高温であり、その燃焼排ガスのもつ顕熱をも利用することがきるからである。
 なお、前述したように外熱炉40を電気炉などを使用した場合、燃焼排ガスが発生しないためロータリーキルン内部の加熱源が不足する場合がある。その場合は、前記外熱式ロータリーキルン39の下流側端部フード57または中間接続部に別途可燃性ガスを燃焼する予備バーナーを設置し、必要に応じて高温の燃焼排ガスを加熱還元装置内に導入するとよい。
 内熱式ロータリーキルン47の内部で、発生COガスと供給した空気との燃焼により生成した燃焼排ガスは、1000℃を超える高温になる。含炭成型体53の移動方向(マスフロー)とガスフローは互いに対向しているので、燃焼排ガスと含炭成型体との間で熱交換され、含炭成型体は乾燥し900℃を超える温度にまで予熱される。この熱交換により、ロータリーキルン内部の燃焼排ガス温度は、150~200℃まで低下し、前述した排気装置により大気放散される。
 前記外熱炉40には、前記外熱式ロータリーキルン39の長手方向に沿って、複数の外熱炉バーナー41と複数のキルン表面温度計(図示はしていない)が設置されている。複数のキルン表面温度計の各々の温度が予め設定された温度範囲内に収まるよう、各々の外熱炉バーナーの燃焼制御を行う。また、前述したとおり、外熱炉燃焼排ガス42は、外熱式ロータリーキルン39内に導入される。これによって、燃焼排ガス42の持つ顕熱により、含炭成型体53をキルン内部からも加熱することができ、外熱炉による外部加熱だけの場合よりも効率的な加熱処理をすることができる。
 次に熱バランスについて考える。本発明のように含炭成型体53を連続して乾燥・予熱・還元処理する場合、主な出熱(消費熱量および外部への持ち出し熱量)は、乾燥熱量、予熱熱量、還元熱量、各ロータリーキルンからの放散熱量および乾燥予熱炉排ガス48の顕熱による排出熱量の五つである。一方、入熱(投入熱量)としては、外熱炉バーナー41の燃焼による熱量と外熱式ロータリーキルン39内での含炭成型体53の還元処理によって発生するCOガス(発生COガス)の燃焼による熱量、さらに内燃式ロータリーキルン内部で燃焼させるために吹き込む可燃性吹込み燃料(可燃ガス)による熱量の三つがある。
 可燃ガス44としては、COG、LNG(液化天然ガス)、LPG(液化石油ガス)等の気体燃料または灯油、重油等の液体燃料を用いることができる。前記内熱式ロータリーキルンの下流側(含炭成型体の払い出し側)出口もしくは中間接続部に設置した温度計(図示せず)により、含炭成型体53の温度を計測し、予め設定された温度範囲内になるよう、燃料44の吹込み量を制御することができる。
 内熱式ロータリーキルン47の下流側(含炭成型体の払い出し側)端部には円錐台状の中間接続部55が一体構造になっている。中間接続部55の先端部は円筒状となっていて、外熱式ロータリーキルン39の内側に挿入する構造となっている。また、中間接続ぶの内面には螺旋プレート55-1を備えている。このような構造を採用することで、含炭成型体を連続的に該外熱式ロータリーキルンに搬送することができる。
 螺旋プレート55-1の材質としては、外熱式ロータリーキルン39の材質と同じく耐熱鋳鋼を用いることができる。
 内熱式ロータリーキルン47には、空気供給設備が配置されている。空気供給設備の空気送風機45は内熱式ロータリーキルンの外面に固定して設置されている。空気供給設備は空気送風機45、複数の空気供給管46、空気送風機前に配置された空気流量制御用主弁66、および空気供給管それぞれに配置された空気流量制御弁67から構成されている。空気送風機45には、例えば集電リング(図示せず)を通して電力を供給することができる。
 空気供給管46の先端(空気供給口46-1)は内熱式ロータリーキルンの内部に挿入されており、炉内側は耐火ライニングを外側に配置し耐火性を備えている。空気供給管46のロータリーキルン内挿入部分にはガス温度検出用温度計69が取付けられている。空気供給管46が、内熱式ロータリーキルン47の長手方向に複数設置されている理由は、可燃ガスと還元排ガスの混合ガス71を一箇所で一気に燃焼させると、高温の燃焼排ガスが生成され、該内熱式ロータリーキルンの耐火ライニング70および前記含炭成型体搬送スクリュー55の使用温度の上限を超えるか、或いは、前記含炭成型体が溶融してしまうという問題があるため、分散して燃焼させるためである。
 ガス温度検出用温度計69により、内熱式ロータリーキルン47内部のガス温度を検出し、温度計の各々の温度が予め設定された温度範囲内に収まるよう、空気供給管46に設置された空気流量制御用弁67を制御することにより、可燃ガスと排ガスの混合ガス71の、内熱式キルンの長手方向での燃焼状態を制御することができる。また、前記乾燥・予熱炉排ガス48中のCO濃度を連続して検出し、該内熱式キルンの最上流側の空気供給管からの空気吹込量を制御することで、CO濃度0%を維持することもできる。この一連の工程は、空気供給量制御装置で制御することができる。
 外熱式ロータリーキルンに吹き込む可燃性ガスの吹込量を制御する目安となるのが含炭成型体予熱温度検出用温度計(図示せず)である。該温度計は中間接続部内面の螺旋プレート55-1に設置するとよい。この温度計により含炭成型体の温度を計測し、予め設定された温度範囲以内に収まるよう、可燃性ガス44の吹き込み量を制御するとよい。ガス温度検出用温度計69および含炭成型体予熱温度検出用温度計としては、熱電対を用いることができる。回転する前記内熱式ロータリーキルン47に固定された熱電対の熱起電力を、地上に設置してある熱起電力計測装置に伝達するには、前記送風機45に電力を供給するための集電リングと同様の装置で可能となる。
[実施例1]
 以下、本発明について試験プラントでの実施例を説明する。
 表1に、後述の試験操業で使用した転炉スラッジを、N気流中で乾燥した未酸化養生品の化学成分を示した。M・Feは19.2%とかなり高いものであった。この転炉スラッジの粒度分布は、レーザー回折散乱式粒度分布測定装置(マイクロトラック)にて測定し、D10=0.5μm、D50=1.4μm、D90=3.6μmであった。前述したようにD50は、累積粒度分布において、細粒からの累積頻度が50%に相当する粒径をいう。同様にD10は細粒からの累積頻度が10%、D90は90%に相当する粒径をいう。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
 表2に、後述の試験で使用した含炭成型体の原料配合割合、および配合原料水分(含炭成型体水分に同じ)を示す。炭材として粉コークスをC当量が1.0となるように添加し、水分調整用の生石灰とバインダーとしてのコーンスターチを加え、双腕ニーダーでよく混合した後、押出成形機で15mmφ×20mmLの成型品を製造した。転炉スラッジの水分は25.1%であったが、生石灰を4.0%添加することで、含炭成型体水分(配合原料水分)は20.3%まで低下した。粉コークスの粒度分布はD10=10.1μm、D50=38.8μm、D90=102.1μmであった。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
 前述の含炭成形体を使用して、以下に説明する試験プラントにて試験を行った。
<試験プラントの設備仕様>
 試験装置は図7(c)に示すように内熱式ロータリーキルンと外熱式ロータリーキルンを直列に配置し、固定式の中間接続部を間に挟んだ構造とした。設備仕様を以下に示す。
 内熱式ロータリーキルン:
  外径812mm×内径500mm×長さ4m。
  断熱キャスタブル50mm、耐火キャスタブル100mm。
  キャスタブル総重量 約3t。
 外熱式ロータリーキルン:
  耐熱鋳鋼製、内径300mm×長さ4m、最高使用温度1100℃。
  外熱炉:電気加熱式、全長2m、長さ0.5mの電気炉4台構成
  各電気炉は対応するキルン表面温度計の温度が設定値となるよう個別に温度制御が可能とした。
 中間接続部:
  断熱・耐火キャスタブル張り。底面の傾斜角度45度。
  予熱された含炭成型体が内熱式キルンから外熱式キルンに容易に滑落する構造とした。
 その他付帯装置:
  含炭成型体投入装置、還元処理された成型体の排出装置、排気装置(内熱式ロータリーキルン内部の気体を排気する装置)、及び内熱式ロータリーキルンの空気供給装置(内熱式ロータリーキルン出側から700mmおきに吹込管を3本設置)については、図5に示したものと同等の装置を設置した。
  内熱式ロータリーキルン内部を試験開始前に予熱し、且つ試験中のキルンからの放熱を補うため、中間接続部に天然ガス焚のバーナーを設置した。
<試験方法>
 以下の手順により試験を行った。
(1)中間接続部に設置した天然ガス焚バーナーを燃焼(空気比1.0)させ、内熱式ロータリーキルン耐熱キャスタブル出口の温度が900℃になるまで予熱した。
(2)前述した含炭成型体(15mmφ×20mm、水分20%、嵩比重1.5)を装入し、天然ガス焚きバーナーの燃焼を制御して、含炭成型体が乾燥・加熱されて内熱式ロータリーキルンから排出される時の温度が900℃になるようにした。これは、還元反応によるCOガスの発生がない条件での最高温度として900℃を選択した。
(3)含炭成型体の内熱式ロータリーキルンへの装入開始と同時に、外熱式ロータリーキルン外熱炉の電源を投入し、外熱式ロータリーキルンを所定の還元処理温度まで昇温させた。含炭成型体の還元反応は吸熱反応であるので、事前に成型体温度と電気炉設定温度との関係を求めておき、電気炉設定温度を設定した。通常の場合、大気への熱放散を考慮して電気炉設定温度を成型体還元処理温度よりも高く設定しておくとよい。
(4)内熱式ロータリーキルン・外熱式ロータリーキルンの処理速度および滞留時間は、ロータリーキルン回転数、ロータリーキルン傾斜、ロータリーキルン内部の含炭成型体の占積率によって調整する。内熱式ロータリーキルン占積率4%で滞留時間が1時間、外熱式ロータリーキルン占積率10%で還元処理時間(含炭成型体が外熱式ロータリーキルン内2mを通過する時間)が30分で、含炭成型体の処理速度が内熱式ロータリーキルン・外熱式ロータリーキルン共に45dry-kg/hとなるように、それぞれのロータリーキルン回転数と傾斜とを調整した。なお、外熱式ロータリーキルン内の滞留時間を半分にする時は、処理速度は一定のまま、占積率が半分になるように回転数と傾斜等を調整した。
(5)予熱された含炭成型体が外熱式ロータリーキルンに到達すると、還元反応によりCOガスが発生する。そのCOガスが内熱式ロータリーキルンに移動し、空気供給装置から吹き込まれた空気により燃焼する。中間接続部に設置したガスバーナーで可燃性ガス(ここでは天然ガス)を燃焼させ、含炭成型体の予熱温度が900℃になるように制御する。空気供給管から吹き込む空気量は、含炭成型体に約10%含まれるCのほぼ全量がCOに変化するので、そのCOを全て燃焼させるに必要な量を設置した3本の吹込化管から均等に吹き込んだ。内熱式ロータリーキルンを予熱し且つ、内熱式ロータリーキルン出口での含炭成型体温度を900℃に維持するのに必要な可燃性ガス(ここでは天然ガス)量は、CO発生前は約5Nm3/h、CO発生後は還元処理条件が1000℃で30分の場合約4Nm3/hでバランスした。
(6)含炭成型体が外熱式ロータリーキルン出側を通過した後、含炭成型体を900℃以下に冷却するために、外熱式ロータリーキルン下流側フードに設置したN吹込管から含炭成型体表面にNを吹きつけた。それと同時に、外熱式ロータリーキルン下流側フードを外部から空冷した。
(7)内熱式ロータリーキルンと中間接続部、中間接続部と外熱式ロータリーキルン、及び外熱式ロータリーキルンと出側フードとの間にはシール機構を設置した。さらにシール機構をフードで覆い、そのフードの中にNを吹き込み空気の侵入を防止した。これにより、内熱式ロータリーキルンと中間接続部及び外熱式ロータリーキルンで構成された閉空間への外気の侵入がないようにした。
(8)内熱式ロータリーキルンの予熱を4~5時間実施した後、含炭成型体の装入を開始し、以降5時間の連続運転により試験を行った。還元後成型体のサンプルは、連続運転開始2時間後より試験終了までの間に複数回N気流中で採取し、各々の分析値の平均値を試験データとした。
<試験水準および試験結果>
 実施した試験水準および試験結果を表3に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
 NET金属化率は還元によって増加した金属化率である。GROSS金属化率は転炉スラッジ中にもともとあったM・Fe(金属鉄(メタリックFe))を加えた還元後サンプルの全金属化率である。GROSSとNETの金属化率の定義を式4、式5で示す。 以下T・Feは、トータルFe(全鉄分)を示し、M・FeやT・Feの重量%は、含炭成型体に対する重量%を示す。

  GROSS金属化率=(還元後のM・Fe(重量%))/(還元後のT・Fe(重量%))(%)                         ・・・(式4)

  NET金属化率={[(還元後のM・Fe(重量%)×還元後の含炭成形体の全重量)-(還元前のM・Fe(重量%)×還元前の含炭成形体の全重量)]/(還元後の全重量)}/(還元後のT・Fe(重量%)) (%)    ・・・(式5)
 還元鉄を高炉向けに使用する場合は、脱亜鉛率が75%以上で圧潰強度40kg/cm2以上必要である。一方、製鋼での溶銑予備処理工程で使用する場合には、脱亜鉛率と圧潰強度は多少低くとも、GROSS金属化率が70%以上あれば十分使用可能である。そこで、高炉と製鋼溶銑予備処理のいずれにも使用可能な試験結果を○で、製鋼溶銑予備処理に使用可能な試験結果を△で示した。即ち、GROSS金属化率70%および脱亜鉛率75%以上で還元後圧潰強度が40kg/cm2以上の試験結果を○で、脱亜鉛率および圧潰強度はそれほど高くないがGROSS金属化率70%以上の試験結果を△で示した。
 試験結果から外熱式ロータリーキルン内の還元処理温度T℃と滞留時間(還元処理時間)H分の関係を図6に示す。図6から分かるように還元処理温度T℃と滞留時間(還元処理時間)H分との関係が以下の式を満足すれば、還元鉄を製鋼溶銑予備処理に使用可能となることが確認された。
   H≧120-0.1T
   但し、980≦T≦1100
 高炉向け還元鉄について補足すれば、1000℃で30分還元処理した試験No.5で、GROSS金属化率95.0%、脱亜鉛率81.6%が得られており、これは1300℃で10~20分還元処理されるRHF法の操業実績、および1200℃で60分還元処理されるWaelz法の操業実績に匹敵する数値である。更に、1100℃で15分還元処理した試験No.8では、GROSS金属化率と脱亜鉛率のいずれもRHF法とWaelz法を凌駕している。
 使用に供した外熱式ロータリーキルンの最高使用温度(装置の耐熱性)の限界から、今回の試験では1100℃までしか実施していないが、1100℃以上の温度で還元処理すれば、更に短時間でよりよい成績が得られることは容易に推定できる。従って、本発明の上限温度は1100℃に限定されず、設備上の制約が解決されれば、より高温での処理が望ましい。還元処理温度と処理時間については、耐熱鋳鋼の性能、操業成績と設備費および処理コスト等を勘案し、980℃以上の任意の条件を選択すれば良い。
[実施例2]
 次に、前記した試験装置により転炉方式予備処理炉スラッジ及び電炉ダスト(電気式鉄溶解炉において発生するダスト)で製造した含炭成型体による還元鉄の製造試験を行った。表4に窒素(N)気流中で乾燥した未酸化養生品の化学成分を示す。表5には、それらの粒度分布を示す。
 上記原料に炭材として粉コークスをC当量が1.0(ZnはすべてZnOとし、FeO+Fe+ZnOに対するC当量が1.0)となるように添加し、実施例1のときと同じ方法により押出成型機で15mmφ×20mmの成型品を製造し、還元試験に供した。試験条件は、実施例1の試験No.5と同じとした。試験の結果を表6に示す。
 これら試験結果は、いずれの場合もRHF法による還元鉄性状(表3参照)であるGROSS金属化率70%および脱亜鉛率75%を上回っていることが確認された。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000004
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000005
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000006
 本発明は、製鉄プラントでの製鉄ダストから還元鉄を製造することができることから、製鉄業において利用することができる。
 1  転炉微粒ダスト貯槽
 2  その他ダスト貯槽
 3  粉コークス貯槽
 4  バインダー貯槽
 5  ボールミル
 6  ペレタイザー
 7  乾燥機
 8  装入装置
 9  回転炉床式還元炉
 10  排ガス
 11  ボイラー・レキュペレーター
 12  集塵機
 13  煙突
 14  排出スクリュー
 15  還元鉄クーラー
 16  成品ホッパー
 17  回転炉床
 18  一層に装入された成形体
 19  バーナー
 20  製鉄ダスト貯槽
 21  炭材貯槽
 22  ベルトコンベヤー
 23  混合機
 24  ロータリーキルン
 25  ロータリーキルンの入側端
 26  ロータリーキルンの出側端
 27  冷却装置
 28  振動篩装置
 29  篩上物(篩上還元鉄)
 30  篩下物(篩下還元鉄)
 31  焼結機
 32  焼結鉱
 33  高炉
 34  キルン内供給ガス
 35  キルン炉内ガス
 36  キルン排ガス
 37  原料
 38  還元鉄
 39  外熱式ロータリーキルン(還元炉)
 40  外熱炉
 41  外熱炉バーナー
 42  外熱炉燃焼排ガス供給配管
 42-1  外熱炉燃焼排ガス
 43  可燃ガス供給装置
 44  可燃ガス供給配管
 44-1  可燃ガス
 45  空気送風機
 46  空気供給管
 46-1  空気供給口
 47  内熱式ロータリーキルン(乾燥・予熱炉)
 48  内熱式ロータリーキルン排ガス
 49  集塵機
 50  送風機(排気ブロアー)
 51  煙突
 52  含炭成型体製造ステップ
 53  含炭成型体
 54  含炭成型体投入装置
 55  中間接続部
 55-1  螺旋プレート(中間接続部内面)
 56  キルン連結部フード
 57  キルン端部フード
 58  二重ダンパー
 59  還元鉄
 60  還元鉄冷却装置
 61  振動篩
 62  篩上品ホッパー
 63  篩下品ホッパー
 64  キルンダストホッパー
 65  外熱式ロータリーキルン内部圧力計
 66  空気流量制御用主弁
 67  空気供給量制御弁
 69  ガス温度検出用温度計
 70  耐火ライニング
 71  発生COガスまたは可燃ガスと発生COガスの混合ガス
 81  内熱式ロータリーキルン
 82  ダムリング
 83  燃焼炎(バーナーフレーム)
 84  原料

Claims (23)

  1.  酸化鉄を含む製鉄ダストを還元して製造する還元鉄の製造方法において、
    酸化鉄を含む製鉄ダストと炭材およびバインダーを混合し成型して含炭成型体を製造する含炭成型体製造ステップと、
    前記含炭成型体を内熱式ロータリーキルンで加熱し、続いて外熱式ロータリーキルンで加熱することにより還元鉄を製造する加熱還元処理ステップを有し、
    前記加熱還元処理ステップが、直列に配置された内熱式ロータリーキルンと外熱式ロータリーキルンのそれぞれのロータリーキルンの内部を含み形成される一つの閉空間内で処理され、前記外熱式ロータリーキルンの内部で発生したガスを前記内熱式ロータリーキルンの内部で燃焼させることを特徴とする還元鉄の製造方法。
  2.  前記加熱還元処理ステップにおいて、前記内熱式ロータリーキルン内部の長手方向の一または二以上の個所に設置した空気供給口から空気を供給し、前記外熱式ロータリーキルンの内部で発生したガスを燃焼させることを特徴とする請求項1に記載の還元鉄の製造方法。
  3.  前記内熱式ロータリーキルン内部の温度が予め設定した温度より低いときは、前記内熱式ロータリーキルン内部に供給する空気の量を多くし、前記内熱式ロータリーキルン内部の温度が予め設定した温度より高いときは、前記内熱式ロータリーキルン内部に供給する空気の量を少なくするよう制御することを特徴とする請求項2に記載の還元鉄の製造方法。
  4.  前記内熱式ロータリーキルン内部の長手方向の温度分布が予め設定した温度分布になるよう、前記内熱式ロータリーキルン内部に供給する空気の量を前記空気供給口ごとに制御することを特徴とする請求項2または3に記載の還元鉄の製造方法。
  5.  前記閉空間内に可燃性ガスを供給することを特徴とする請求項1~4のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
  6.  前記内熱式ロータリーキルンと前記外熱式ロータリーキルンとの中間における含炭成型体の温度が予め設定した温度より低いときは、前記可燃性ガスの供給量を多くし、前記含炭成形体の温度が予め設定した温度より高いときは、前記可燃性ガスの供給量を少なくするよう制御することを特徴とする請求項5に記載の還元鉄の製造方法。
  7.  前記外熱式ロータリーキルンの外熱炉が可燃性ガスを燃焼させる外熱炉バーナーを有し、前記外熱炉バーナーの燃焼ガスを前記外熱式ロータリーキルンの内部に供給することを特徴とする請求項1~6のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
  8.  前記製鉄ダストの平均粒径が3μm以下であることを特徴とする請求項1~7のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
  9.  前記バインダーがコーンスターチであることを特徴とする請求項1~8のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
  10.  前記含炭成型体が直径10mm~30mmに相当する球状または直径10mm~30mmで長さ10mm~30mmの円柱状であることを特徴とする請求項1~9のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
  11.  前記加熱還元処理ステップにおいて、外熱式ロータリーキルンの内部の含炭成型体温度T℃と滞留時間H分との関係が以下の式を満足することを特徴とする請求項1~10のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
     H≧120-0.1T
     ただし 980≦T≦1100
  12.  前記含炭成型体が、前記内熱式ロータリーキルンで乾燥及び予熱処理され、且つ前記外熱式ロータリーキルンで還元処理されることを特徴とする請求項1~11のいずれか1項に記載の還元鉄の製造方法。
  13.  酸化鉄を含む製鉄ダストを還元して製造する還元鉄の製造装置において、
    酸化鉄を含む製鉄ダストと炭材ならびにバインダーを混合し成型して含炭成型体を製造する含炭成型体製造装置と、
    直列に配置された内熱式ロータリーキルンと外熱式ロータリーキルンを有し、それぞれのロータリーキルンの内部を含む一つの閉空間が形成され、さらに前記内熱式ロータリーキルン内部に空気を供給する空気供給手段を有する加熱還元装置と、
    前記内熱式ロータリーキルン内部に前記含炭成型体を投入する手段を有する含炭成型体投入装置と、
    前記外熱式ロータリーキルンから還元処理された含炭成型体を排出する手段を有する成品排出装置と、
    前記内熱式ロータリーキルンの内部の気体を吸引する排気装置を有することを特徴とする還元鉄の製造装置。
  14.  前記空気供給手段が、内熱式ロータリーキルンの長手方向の一または二以上の個所に配置された空気供給口を有することを特徴とする請求項13に記載の還元鉄の製造装置。
  15.  さらに前記加熱還元装置が、前記内熱式ロータリーキルン内部の温度を測定する手段を有し、その測定した温度が予め設定した温度より低いときは前記空気供給手段により供給する空気の量を多くし、前記内熱式ロータリーキルン内部の測定した温度が予め設定した温度より高いときは前記空気供給手段により供給する空気の量を少なくするよう制御する空気供給量制御装置を有することを特徴とする請求項13または14に記載の還元鉄の製造装置。
  16.  さらに前記加熱還元装置が、前記内熱式ロータリーキルン内部の長手方向の温度分布を測定する手段を有し、その測定した長手方向の温度分布が予め設定した長手方向の温度分布になるよう、前記空気供給手段による供給する空気の量を制御する空気供給量制御装置を有することを特徴とする請求項13または14に記載の還元鉄の製造装置。
  17.  前記内熱式ロータリーキルンと前記外熱式ロータリーキルンが、中間接続部を間に挟んで配置されることを特徴とする請求項13~16のいずれか1項に記載の還元鉄の製造装置。
  18.  前記内熱式ロータリーキルンと前記外熱式ロータリーキルンの回転軸が同一直線上になるように配置され、前記中間接続部と前記内熱式ロータリーキルンが一体構造であり、前記中間接続部の一端が前記外熱式ロータリーキルンの内部に挿入され、前記中間接続部内面に螺旋状に平板が配置されていることを特徴とする請求項17に記載の還元鉄の製造装置。
  19.  前記加熱還元装置において、前記外熱式ロータリーキルンの外熱炉が可燃性ガスを燃焼させる外熱炉バーナーを有し、前記外熱炉バーナーの燃焼排ガスを前記外熱式ロータリーキルンの内部に導入する手段を有することを特徴とする請求項13~18のいずれか1項に記載の還元鉄の製造装置。
  20.  前記加熱還元装置において、前記外熱式ロータリーキルンまたは中間接続部の少なくともどちらか一方に可燃性ガスを供給する可燃性ガス供給手段を有することを特徴とする請求項13~19のいずれか1項に記載の還元鉄の製造装置。
  21.  前記加熱還元装置において、前記外熱式ロータリーキルンの外熱炉が電気炉を有することを特徴とする請求項13~18のいずれか1項に記載の還元鉄の製造装置。
  22.  前記加熱還元装置において、前記外熱式ロータリーキルンまたは中間接続部の少なくともどちらか一方に可燃性ガスを燃焼する予備バーナーを有し、前記予備バーナーの燃焼排ガスを前記加熱還元装置の内部に導入する手段を有することを特徴とする請求項21に記載の還元鉄の製造装置。
  23.  前記排気装置は、集塵装置と送風機を有することを特徴とする請求項13~22のいずれか1項に記載の還元鉄の製造装置。
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