WO2014013775A1 - 焼結鉱の製造方法 - Google Patents

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友司 岩見
山本　哲也
主代　晃一
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Ｊｆｅスチール株式会社
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    • C22B1/22—Sintering; Agglomerating in other sintering apparatus

Definitions

  • the present invention relates to a method for producing a high-quality sintered ore for a blast furnace raw material having a high strength and excellent reducibility using a downward suction type droidoid sintering machine.
  • Sinter ore which is the main raw material for the blast furnace ironmaking method, is generally manufactured through a process as shown in FIG.
  • the raw materials for sintered ore are iron ore powder, sintered ore sieving powder, recovered powder generated in steelworks, CaO-containing auxiliary materials such as limestone and dolomite, granulation aids such as quick lime, coke powder and anthracite Yes, these raw materials are cut out from each of the hoppers 1.
  • the cut out raw material is added with an appropriate amount of water by the drum mixers 2 and 3 and the like, mixed and granulated to obtain a sintered raw material which is pseudo particles having an average diameter of 3 to 6 mm.
  • This sintered material is then transferred from the surge hoppers 4 and 5 arranged on the sintering machine through the drum feeder 6 and the cutting chute 7 to 400 to 800 mm on the endless moving type sintering machine pallet 8.
  • the charge layer 9 is charged with a thickness and is also referred to as a sintered bed.
  • the carbon material on the surface of the charging layer is ignited by an ignition furnace 10 installed above the charging layer 9, and the air above the charging layer is passed through a wind box 11 disposed immediately below the pallet 8.
  • the carbonaceous material in the charging layer is burned, and the sintered raw material is melted by the combustion heat generated at this time to obtain a sintered cake.
  • the sintered cake thus obtained is then crushed and sized, and an agglomerate of about 5 mm or more is recovered as a product sintered ore and supplied to a blast furnace.
  • the carbonaceous material in the charging layer ignited in the ignition furnace 10 is continuously burned by air sucked from the upper layer toward the lower layer in the charging layer, and has a width in the thickness direction.
  • a combustion / melting zone (hereinafter also simply referred to as “combustion zone”) is formed.
  • the melted portion of the combustion zone obstructs the flow of the air that is sucked in, so that the sintering time is extended and productivity is lowered.
  • the combustion zone gradually moves from the upper layer to the lower layer of the charging layer as time passes, that is, as the pallet 8 moves downstream, and the sintering reaction is completed after the combustion zone passes.
  • a sintered cake layer sintered layer
  • the moisture contained in the sintering material is evaporated by the combustion heat of the carbon material and concentrated in the lower sintering material that has not yet risen in temperature. To form a wet zone. If this moisture concentration exceeds a certain level, the gaps between the sintered raw material particles that serve as the flow path for the suction gas are filled with moisture, which increases the airflow resistance as in the case of the melting zone.
  • FIG. 2 shows that in the charging layer when the combustion zone moving in the 600 mm thick charging layer is at a position of about 400 mm on the pallet in the charging layer (200 mm below the charging layer surface). This shows the distribution of pressure loss and temperature, and the pressure loss distribution at this time shows that about 30% is in the wet zone and about 40% is in the combustion zone.
  • the production amount (t / hr) of the sintering machine is generally determined by the production rate (t / hr ⁇ m 2 ) ⁇ sintering machine area (m 2 ). That is, the production amount of the sintering machine varies depending on the width and length of the sintering machine, the thickness of the raw material charging layer, the bulk density of the sintering raw material, the sintering (combustion) time, the yield, and the like. Therefore, to increase the production of sintered ore, the permeability (pressure loss) of the charge layer is improved to shorten the sintering time, or the yield is increased by increasing the cold strength of the sintered cake before crushing. It is considered effective to improve the above.
  • Fig. 3 shows the change in temperature and time at a certain point in the charging layer when the sintered ore productivity is high and low, that is, when the pallet moving speed of the sintering machine is fast and slow. It is.
  • the time at which the sintered raw material starts to melt and is maintained at a temperature of 1200 ° C. or higher is represented by T 1 when the productivity is low and T 2 when the productivity is high. Because at high productivity faster moving speed of the pallet, the high temperature zone holding time T 2, is shorter than the T 1 of the at low productivity. If the holding time at a high temperature of 1200 ° C. or more is shortened, firing is insufficient, the cold strength of the sintered ore is lowered, and the yield is lowered.
  • FIG. 4 shows that the carbon material in the surface of the charging layer ignited in the ignition furnace is continuously burned by the sucked air to form a combustion zone, which sequentially moves from the upper layer to the lower layer of the charging layer. It is the figure which showed typically the process in which is formed.
  • FIG. 5 (a) shows the respective combustion zones when the combustion zone exists in each of the upper layer portion, middle layer portion and lower layer portion of the charging layer shown in the thick frame shown in FIG. The temperature distribution is schematically shown.
  • the strength of the sintered ore is influenced by the product of the temperature and time maintained at a temperature of 1200 ° C. or higher, and the greater the value, the higher the strength of the sintered ore.
  • the middle layer and lower layer in the charge layer are preheated by the heat of combustion of the charcoal material in the charge layer upper layer, and are kept at a high temperature for a long time.
  • the upper part of the charge layer is not preheated, so that the combustion heat is insufficient, and the combustion melting reaction (sintering reaction) necessary for sintering tends to be insufficient.
  • the yield distribution of the sintered ore in the cross section in the width direction of the charging layer becomes lower in the upper layer portion of the charging layer as shown in FIG.
  • the pallet width ends cannot sufficiently secure the holding time in the high temperature range necessary for sintering due to excessive heat due to heat radiation from the pallet side walls and the large amount of air passing therethrough. Lower.
  • the amount of carbonaceous material (powder coke) added to the sintering raw material has been increased.
  • the temperature in the sintered layer can be increased and the time for maintaining the temperature at 1200 ° C. or more can be extended.
  • the maximum reached temperature exceeds 1400 ° C., and for the reasons explained below, the reducibility of the sintered ore and the cold strength are reduced.
  • Non-Patent Document 1 shows the tensile strength (cold strength) and reducibility of various minerals generated in the sintered ore during the sintering process, as shown in Table 1.
  • a melt starts to be generated at 1200 ° C.
  • calcium ferrite having the highest strength among the constituent minerals of the sintered ore and relatively high reducibility is generated. It is shown. This is the reason why a sintering temperature of 1200 ° C. or higher is required.
  • amorphous silicate calcium silicate
  • secondary hematite which is the starting point for reducing powderization of sintered ore, is obtained from Mag.
  • Mag As shown in the phase diagram of FIG. ss + Liq. Since it precipitates when it is heated up to the zone and cooled, it is possible to suppress the reduction powdering by producing sintered ore through the path (2) instead of the path (1) shown on the phase diagram. It is important to do.
  • Non-Patent Document 1 in order to ensure the quality of sintered ore, control such as the maximum temperature reached during combustion and the high temperature region holding time is a very important management item. It is disclosed that the quality of the ore is almost determined. Therefore, in order to obtain a sintered ore having high strength, excellent reducibility, and excellent reducibility (RDI), calcium ferrite produced at a temperature of 1200 ° C. or higher is obtained by using calcium silicate and secondary hematite. It is important that the temperature in the charging layer is 1200 ° C. without exceeding the maximum temperature in the charging layer during sintering of over 1400 ° C., preferably over 1380 ° C. It is necessary to hold for a longer time than (solidus temperature of calcium ferrite).
  • the time maintained in the temperature range of 1200 ° C. to 1400 ° C. will be referred to as “high temperature range retention time”.
  • Patent Document 1 discloses a technique for injecting gaseous fuel onto a charging layer after the charging layer is ignited.
  • Patent Document 2 discloses a technique in which air is sucked into the charging layer after the charging layer is ignited.
  • Patent Document 3 a hood is disposed on the charging layer so that the inside of the charging layer of the sintering raw material is heated, and air or coke is discharged from the hood.
  • Patent Document 4 propose a technique for simultaneously blowing a low-melting-point solvent and a carbonaceous material or a combustible gas at a position immediately after the ignition furnace.
  • the time for holding in a high temperature range of 1200 ° C. or higher and 1400 ° C. or lower It is necessary to secure at least a predetermined time.
  • the amount of air sucked into the raw material charging layer charged on the pallet is not necessarily constant in the machine length direction. For example, as the pallet moves, that is, as the sintering progresses, a combustion / melting zone or a wet zone is formed inside the charging layer. This is because the amount of air sucked into the charging layer in the length direction is expected to change.
  • the present invention has been made in view of the above-described problems of the prior art, and an object of the present invention is to provide a supply ratio of gaseous fuel supplied from each gaseous fuel supply apparatus while keeping the total supply amount of gaseous fuel constant. Is to propose a method for producing a sintered ore that can produce a high-quality sintered ore having high strength and excellent reducibility at a high yield.
  • the inventors have intensively studied to solve the above problems. As a result, in the region where the gaseous fuel is supplied, the supply amount of the gaseous fuel is not made constant in the machine length direction, but according to the amount of air (air volume, wind speed) sucked into the charging layer of the sintering raw material. The inventors have found that it is effective to change the supply amount of gaseous fuel, and have developed the present invention.
  • the present invention charges a sintered raw material containing fine ore and carbonaceous material on a circulating pallet to form a charging layer, ignites the carbonaceous material on the charging layer surface, Air above the charging layer containing gaseous fuel supplied from a plurality of gaseous fuel supply devices installed in the machine direction downstream is sucked into the charging layer and introduced into the charging layer.
  • the total supply amount of the gaseous fuel supplied from the gaseous fuel supply device is made constant and supplied from each gaseous fuel supply device
  • the amount of gaseous fuel to be supplied is increased or decreased in accordance with the amount of air sucked into the charging layer in the area where each gaseous fuel supply device is installed. Is the method.
  • the supply amount of the gaseous fuel supplied from the gaseous fuel supply device is proportional to the amount of air sucked into the charging layer in the gaseous fuel supply region of each gaseous fuel supply device. It is characterized by being more than the amount to be.
  • the method for producing sintered ore according to the present invention is configured such that the supply amount of the gaseous fuel supplied from the gaseous fuel supply device is the amount of air sucked into the charging layer in the gaseous fuel supply region of each gaseous fuel supply device. It is characterized by being not less than an amount proportional to the square of.
  • the method for producing a sintered ore according to the present invention is characterized in that the gaseous fuel contained in the air introduced into the charging layer is set to a lower combustion limit concentration or less.
  • the total supply amount of the gaseous fuel is in a range of 18 to 41 MJ / ts in terms of combustion heat, and the total amount of the gaseous fuel in terms of combustion heat. It is characterized by reducing the amount of charcoal exceeding the supply amount.
  • the gaseous fuel is mainly supplied to the upper layer portion of the sintering raw material charging layer where the amount of heat required for sintering is the least, and the supply effect of the gaseous fuel is maximized.
  • High-quality sintered ore with high strength and excellent reducibility can be maintained for a long time in the high temperature range of 1200 ° C or higher and 1400 ° C or lower in almost all regions in the layer. It becomes possible to manufacture at a high yield.
  • FIG. 11 is a graph showing the change in the intake air amount in each device installation region and the arrangement position of the gaseous fuel supply device on the top of FIG.
  • 6 is a graph showing the effect of the present invention on the relationship between the production rate of the sintering machine A and the tumbler strength TI. 6 is a graph showing the effect of the present invention on the relationship between the production rate of the sintering machine B and the tumbler strength TI.
  • the inventors have shown the change in the air length direction of the amount of air sucked and introduced into the charging layer from above the sintering raw material charging layer by the windbox disposed below the pallet. Measured in two actual sintering machines A and B having different equipment specifications. The above-mentioned actual machine sintering machines A and B have an effective machine length of 82m for A and 74m for B. In each case, there are 3 gas fuel supply devices each having a length of 7.5m after about 4m downstream of the ignition furnace. They are arranged in series so that the supply amount of gaseous fuel can be controlled separately.
  • the measurement of the amount of air sucked and introduced into the charging layer is performed by stopping the supply of the gaseous fuel and jacking up the gaseous fuel supply device, and then on the exit side of the ignition furnace as shown in FIG.
  • a plurality of anemometers (5 in FIG. 10) were installed in the width direction on the upper surface of the raw material charging layer, and the change in the wind speed accompanying the movement of the pallet was monitored.
  • the increase in the wind speed in the second half of the sintering is that when the sintering of the raw material charging layer proceeds to a certain extent, the wet zone gradually disappears due to the heat generated by the exhaust gas, and the sintering is completed. The cake is thought to be due to the high porosity.
  • FIG. 12 shows a region where three (# 1 to # 3) gaseous fuel supply devices are installed on top of FIG. From FIG. 12 (a), it can be seen that the above-described region where the wind speed is decreasing substantially overlaps with the region where the gaseous fuel supply device is installed in order to compensate for the lack of heat necessary for sintering.
  • FIG. 12B shows the amount of air converted from the wind speed in each installation section of the three gaseous fuel supply devices installed in each sintering machine, and the air amount is 1.0 for the entire three units. The ratio of the amount of air in each installation section is shown.
  • the air volume in the # 3 gaseous fuel supply unit installation section for both A and B sintering machines is about 20% less than that of # 1, but in the A sintering machine, the air volume Is gradually decreasing from # 1 to # 3, but in the B sintering machine, it is greatly reduced between # 1 and # 2 at first, and there is a difference in the way of reduction depending on the sintering machine I change.
  • the gas fuel supplied from a plurality of gas fuel supply devices arranged in the machine length direction has three gas fuel supply devices as in the conventional case when the total amount of gas fuel supplied to the sintering machine is constant. If the fuel is supplied evenly, the gaseous fuel introduced into the raw material charging layer has a low concentration on the upstream side, and conversely a high concentration on the downstream side. The shortage of heat in the upper part of the charge layer is not resolved, while an excessive amount of heat is supplied to the lower part of the raw material charge layer where the heat necessary for sintering is sufficient, and the situation Indicates that it varies depending on the sintering machine.
  • the inventors measured the amount of air in the installation section of each gaseous fuel supply device while keeping the total amount of gaseous fuel supplied to the sintering machine constant, and supplied gaseous fuel according to the measurement result. By increasing or decreasing the amount, the gas fuel supply effect was maximized.
  • the reason why the total amount of the gaseous fuel supplied to the sintering machine is constant is that the supply amount of the gaseous fuel from the all-gas fuel supply device is increased in order to keep the concentration of the gaseous fuel on the upstream side to a predetermined concentration. This is because gaseous fuel is supplied more than necessary to the downstream side, which has an adverse effect and increases the fuel cost.
  • the total amount of the gaseous fuel is preferably supplied in the range of 18 to 41 MJ / ts in terms of combustion heat. If it is less than 18 MJ / ts, the effect of improving the quality of sintered ore by supplying gaseous fuel cannot be obtained sufficiently. On the other hand, even if added over 41 MJ / ts, the above effect is saturated. Because. More preferably, it is in the range of 21 to 29 MJ / ts.
  • the present invention has the effect of reducing carbon dioxide emission by reducing the amount of carbonaceous material used, in addition to the effect of obtaining the above-described high-quality sintered ore.
  • the amount of gaseous fuel supplied from each gaseous fuel supply device is greater than or equal to the amount of air in the installation section of each device. Furthermore, in order to effectively compensate for the shortage of heat in the upper part of the charging layer, it is more preferable to set the amount to be equal to or larger than the square of the air amount in the installation section of each device. However, if the amount proportional to the fifth power is exceeded, the gaseous fuel is excessively supplied only to the upstream side where the combustion position of the gaseous fuel is close to the combustion position of the carbonaceous material (for example, only # 1 in FIG. 12).
  • the upper limit is more preferably about the fifth power because there is a risk of insufficient oxygen being produced.
  • the amount to be proportional does not have to be exact, and may be appropriately adjusted according to the characteristics of the sintering machine as long as it is within a range of about ⁇ 20%.
  • the gaseous fuel contained in the air introduced into the charging layer is not more than the lower combustion limit concentration of the gaseous fuel.
  • the method of supplying the diluted gaseous fuel includes either a method of supplying air in which the gaseous fuel has been previously diluted below the lower combustion limit concentration, or a method of injecting gaseous fuel into the air at high speed and instantly diluting it below the lower combustion limit concentration. But you can. If the concentration of the diluted gas fuel is higher than the lower combustion limit concentration, combustion may occur above the charging layer, and the effect of supplying the gaseous fuel may be lost, or a fire or explosion may occur.
  • the concentration of the diluted gaseous fuel is 3/4 or less of the lower combustion limit concentration at normal temperature in the atmosphere, more preferably 1/5 or less of the lower combustion limit concentration, and further preferably 1/10 or less of the lower combustion limit concentration.
  • the concentration of the diluted gas fuel is less than 1/100 of the lower combustion limit concentration, the calorific value due to combustion is insufficient and the effect of improving the strength and yield of the sintered ore cannot be obtained. 1%.
  • the concentration of diluted gas fuel is preferably in the range of 0.05 to 3.6 vol%.
  • the range of ⁇ 1.0 vol% is more preferred, and the range of 0.05 to 0.5 vol% is even more preferred.
  • the present invention is applied when performing a sintering operation by supplying a gaseous fuel in addition to a carbonaceous material as a sintering heat source.
  • the amount of gaseous fuel supplied from each gaseous fuel supply device installed in series is set to 1 according to the wind speed (air amount) in each gaseous fuel supply device installation section shown in FIG.
  • the amount of gaseous fuel supplied was changed in proportion to the power to the sixth power.
  • LNG was used as the gaseous fuel to be supplied, and the concentration of the diluted gaseous fuel was kept constant at 0.4 vol%.
  • the effect of application of this invention was performed by measuring the tumbler strength TI (JIS M8712) of the sintered cake discharged
  • FIGS. 13 and 14 show the relationship between the production rate of the sintering machine before applying the present invention (No. 1 and No.
  • the sintering technique of the present invention is not only useful as a technique for producing sintered ore used as a raw material for iron making, particularly as a blast furnace, but can also be used as another ore agglomeration technique.

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Abstract

焼結機の点火炉の下流に機長方向に複数設置された気体燃料供給装置から供給した気体燃料を含む装入層上方の空気をパレット下に配設されたウインドボックスで吸引して装入層内に導入し、装入層内において前記気体燃料と炭材を燃焼させて焼結鉱を製造する方法において、前記気体燃料供給装置から供給される気体燃料の総供給量を一定とし、かつ、各気体燃料供給装置から供給する気体燃料の供給量を、各気体燃料供給装置の設置された領域において装入層内に吸引される空気量に応じて気体燃料の供給量を増減して気体燃料の供給比率を適正化することによって、気体燃料の供給効果を最大限に発現させ、高強度かつ被還元性に優れる高品質の焼結鉱を高歩留りで製造する。

Description

焼結鉱の製造方法
　本発明は、下方吸引式のドワイトロイド焼結機を用いて、高強度で被還元性に優れる高品質の高炉原料用焼結鉱を製造する方法に関するものである。
　高炉製銑法の主原料である焼結鉱は、一般に、図１に示すような工程を経て製造される。焼結鉱の原料は、鉄鉱石粉や焼結鉱篩下粉、製鉄所内で発生した回収粉、石灰石およびドロマイトなどの含ＣａＯ系副原料、生石灰等の造粒助剤、コークス粉や無煙炭などであり、これらの原料は、ホッパー１・・・の各々から、コンベヤ上に所定の割合で切り出される。切り出された原料は、ドラムミキサー２および３等によって適量の水が加えられ、混合、造粒されて、平均径が３～６ｍｍの擬似粒子である焼結原料とされる。この焼結原料は、その後、焼結機上に配設されているサージホッパー４、５からドラムフィーダー６と切り出しシュート７を介して、無端移動式の焼結機パレット８上に４００～８００ｍｍの厚さで装入され、焼結ベッドともいわれる装入層９を形成する。その後、装入層９の上方に設置された点火炉１０で装入層表層の炭材に点火するとともに、パレット８の直下に配設されたウインドボックス１１を介して装入層上方の空気を下方に吸引することにより、装入層内の炭材を燃焼させ、このときに発生する燃焼熱で前記焼結原料を溶融して焼結ケーキを得る。このようにして得た焼結ケーキは、その後、破砕、整粒され、約５ｍｍ以上の塊成物が、成品焼結鉱として回収され、高炉に供給される。
　上記製造プロセスにおいて、点火炉１０で点火された装入層内の炭材は、その後、装入層内を上層から下層に向かって吸引される空気によって燃焼を続け、厚さ方向に幅をもった燃焼・溶融帯（以降、単に「燃焼帯」ともいう。）を形成する。この燃焼帯の溶融部分は、上記吸引される空気の流れを阻害するため、焼結時間が延長して生産性が低下する要因となる。また、この燃焼帯は、時間の経過、すなわち、パレット８が下流側に移動するのに伴って次第に装入層の上層から下層に移行し、燃焼帯が通過した後には、焼結反応が完了した焼結ケーキ層（焼結層）が生成される。また、燃焼帯が上層から下層に移行するのにともない、焼結原料中に含まれる水分は、炭材の燃焼熱で気化して、まだ温度が上昇していない下層の焼結原料中に濃縮し、湿潤帯を形成する。この水分濃度がある程度以上になると、吸引ガスの流路となる焼結原料粒子間の空隙が水分で埋まり、溶融帯と同様、通気抵抗を増大させる要因となる。
　図２は、厚さが６００ｍｍの装入層中を移動する燃焼帯が、装入層内のパレット上約４００ｍｍの位置（装入層表面から２００ｍｍ下）にあるときの、装入層内の圧損と温度の分布を示したものであり、このときの圧損分布は、湿潤帯におけるものが約３０％、燃焼帯におけるものが約４０％であることを示している。
　ところで、焼結機の生産量（ｔ／ｈｒ）は、一般に、生産率（ｔ／ｈｒ・ｍ２）×焼結機面積（ｍ２）により決定される。即ち、焼結機の生産量は、焼結機の機幅や機長、原料装入層の厚さ、焼結原料の嵩密度、焼結（燃焼）時間、歩留りなどにより変化する。したがって、焼結鉱の生産量を増加するには、装入層の通気性（圧損）を改善して焼結時間を短縮する、あるいは、破砕前の焼結ケーキの冷間強度を高めて歩留りを向上することなどが有効であると考えられる。
　図３は、焼結鉱の生産性が高い時と低い時、即ち、焼結機のパレット移動速度が速い時と遅い時の装入層内のある点における温度と時間の推移を示したものである。焼結原料が溶融し始める１２００℃以上の温度に保持される時間は、生産性が低い場合はＴ１、生産性が高い場合はＴ２で表されている。生産性が高い時はパレットの移動速度が速いため、高温域保持時間Ｔ２が、生産性が低い時のＴ１と比べて短くなる。１２００℃以上の高温での保持時間が短くなると焼成不足となり、焼結鉱の冷間強度が低下し、歩留りが低下してしまう。したがって、高強度の焼結鉱を、短時間でかつ高歩留りで、生産性よく製造するためには、何らかの手段を講じて、１２００℃以上の高温で保持される時間を延長し、焼結鉱の冷間強度を高めてやる必要がある。
　図４は、点火炉で点火された装入層表層の炭材が、吸引される空気によって燃焼を続けて燃焼帯を形成し、これが装入層の上層から下層に順次移動し、焼結ケーキが形成されていく過程を模式的に示した図である。また、図５（ａ）は、上記燃焼帯が、図４に示した太枠内に示した装入層の上層部、中層部および下層部の各層内に存在しているときの、それぞれの温度分布を模式的に示したものである。焼結鉱の強度は、１２００℃以上の温度に保持される温度と時間の積に影響され、その値が大きいほど焼結鉱の強度は高くなる。装入層内の中層部および下層部は、装入層上層部の炭材の燃焼熱が吸引される空気によって運ばれて予熱されるため、高温度に長時間にわたって保持されるのに対して、装入層上層部は、予熱されない分、燃焼熱が不足し、焼結に必要な燃焼溶融反応（焼結反応）が不十分となりやすい。その結果、装入層の幅方向断面内における焼結鉱の歩留り分布は、図５（ｂ）に示したように、装入層上層部ほど歩留りが低くなる。また、パレット両幅端部も、パレット側壁からの放熱や、通過する空気量が多いことによる過度の冷却により、焼結に必要な高温域での保持時間を十分に確保できず、やはり歩留りが低くなる。
　これらの問題に対して、従来は、焼結原料中に添加している炭材（粉コークス）を増量することが行われてきた。しかし、コークスの添加量を増やすことによって、図６に示したように、焼結層内の温度を高め、１２００℃以上に保持される時間を延長することができるものの、それと同時に、焼結時の最高到達温度が１４００℃を超えるようになり、以下に説明する理由によって、焼結鉱の被還元性や冷間強度の低下を招くことになる。
　非特許文献１には、焼結過程で焼結鉱中に生成する各種鉱物の引張強度（冷間強度）と被還元性について、表１のように示されている。そして、焼結過程では、図７のように、１２００℃で融液が生成し始め、焼結鉱の構成鉱物の中で最も高強度で、被還元性も比較的高いカルシウムフェライトが生成することが示されている。これが、焼結温度として１２００℃以上を必要とする理由である。しかし、さらに昇温が進んで１４００℃を超え、正確には１３８０℃を超えるようになると、カルシウムフェライトは、冷間強度と被還元性が最も低い非晶質珪酸塩（カルシウムシリケート）と、還元粉化しやすい骸晶状二次ヘマタイトとに分解し始める。また、焼結鉱の還元粉化の起点となる二次ヘマタイトは、鉱物合成試験の結果から、図８の状態図に示したように、Ｍａｇ．ｓｓ＋Ｌｉｑ．域まで昇温し、冷却したときに析出するので、状態図上に示した（１）の経路でなく、（２）の経路を介して焼結鉱を製造することが、還元粉化を抑制する上で重要であるとしている。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
　すなわち、非特許文献１には、焼結鉱の品質を確保する上では、燃焼時の最高到達温度や高温域保持時間などの制御が非常に重要な管理項目であり、これらの制御如何によって焼結鉱の品質がほぼ決定されることが開示されている。したがって、高強度で被還元性に優れ、かつ、還元粉化性（ＲＤＩ）にも優れる焼結鉱を得るためには、１２００℃以上の温度で生成したカルシウムフェライトを、カルシウムシリケートと二次ヘマタイトとに分解させないことが重要であり、そのためには、焼結時における装入層内の最高到達温度を１４００℃超え、好ましくは１３８０℃超えとすることなく、装入層内の温度を１２００℃（カルシウムフェライトの固相線温度）以上に長時間保持することが必要となる。以降、本発明では、上記１２００℃以上１４００℃以下の温度域に保持される時間を、「高温域保持時間」と称することとする。
　なお、従来から、装入層上層部を長時間にわたって高温に保持することを目的とした技術が幾つか提案されている。例えば、特許文献１には、装入層に点火後、装入層上に気体燃料を噴射する技術が、特許文献２には、装入層に点火後、装入層に吸引される空気中に可燃性ガスを添加する技術が、また、特許文献３には、焼結原料の装入層内を高温にするため、装入層の上にフードを配設し、そのフードから空気やコークス炉ガスとの混合ガスを点火炉直後の位置で吹き込む技術が、さらに、特許文献４には、低融点溶剤と炭材や可燃性ガスを同時に点火炉直後の位置で吹き込む技術が提案されている。
　しかし、これらの技術は、高濃度の気体燃料を使用し、しかも燃料ガスの吹き込みに際して炭材量を削減していないため、焼結時における装入層内の最高到達温度が操業管理上の上限温度である１４００℃を超える高温となり、焼結過程で生成したカルシウムフェライトが分解して、被還元性や冷間強度の低い焼結鉱が生成して気体燃料供給効果が得られなかったり、気体燃料の燃焼による温度上昇と熱膨張によって通気性が悪化し、生産性が低下したりし、さらには、気体燃料の供給によって焼結ベッド（装入層）上部空間で火災を起こす危険性があったりするため、いずれも実用化には至っていない。
　そこで、発明者らは、上記問題点を解決する技術として、焼結原料中に添加する炭材量を削減した上で、焼結機の点火炉の下流かつ焼結に必要な熱量が不足している装入層上層部が焼結反応を起こす、焼結機の機長の前半部分において、燃焼下限濃度以下に希釈した各種気体燃料を、パレット上方から装入層内に導入し、装入層内で燃焼させることにより、装入層内の最高到達温度および高温域保持時間の両方を適正範囲に制御する技術を開発し、特許文献５～７等に提案している。
　焼結鉱の製造方法に、上記特許文献５～７の技術を適用し、焼結原料中への炭材添加量を削減した上で、燃焼下限濃度以下に希釈した気体燃料を装入層内に導入し、気体燃料を装入層内で燃焼させた場合には、図９に示したように、上記気体燃料は、炭材が燃焼した後の装入層内（焼結層内）で燃焼するので、燃焼・溶融帯の最高到達温度を１４００℃超えとすることなく、燃焼・溶融帯の幅を厚さ方向に拡大することができ、効果的に高温域保持時間の延長を図ることができる。
特開昭４８－０１８１０２号公報 特公昭４６－０２７１２６号公報 特開昭５５－０１８５８５号公報 特開平０５－３１１２５７号公報 ＷＯ２００７／０５２７７６号公報 特開２０１０－０４７８０１号公報 特開２００８－２９１３５４号公報
「鉱物工学」；今井秀喜、武内寿久禰，藤木良規編、（１９７６）、ｐ．１７５、朝倉書店
　先述したように、高強度でかつ被還元性に優れる高品質の焼結鉱を高歩留りで製造するためには、１２００℃以上１４００℃以下の高温域に保持する時間（高温域保持時間）を少なくとも所定の時間以上確保する必要がある。しかしながら、パレット上に装入された原料装入層の内部に吸引される空気量は、機長方向では必ずしも一定とはならないと考えられる。例えば、パレットの移動、即ち、焼結の進行に伴って、装入層内部に燃焼・溶融帯や湿潤帯が形成されることによって、図２に示したように、装入層内の通気抵抗が変化し、機長方向で装入層内に吸引される空気量が変化することが予想されるからである。
　しかしながら、前述した特許文献５～７の技術においては、気体燃料の供給量は機長方向で均一としていた。そのため、焼結に必要な熱量が不足する装入層の上層部に対しては、必ずしも十分な量の気体燃料の供給がなされておらず、気体燃料供給効果が十分に得られていないおそれがある。
　本発明は、従来技術が抱える上記問題点に鑑みてなされたもののであり、その目的は、気体燃料の総供給量を一定とした上で、各気体燃料供給装置から供給する気体燃料の供給比率を適正化することによって、高強度かつ被還元性に優れる高品質の焼結鉱を高歩留りで製造することができる焼結鉱の製造方法を提案することにある。
　発明者らは、上記課題を解決するべく鋭意検討を重ねた。その結果、気体燃料を供給する領域においては、気体燃料の供給量を機長方向で一定とするのではなく、焼結原料の装入層内に吸引される空気量（風量、風速）に応じて、気体燃料の供給量を変化させてやることが有効であることを見出し、本発明を開発するに至った。
　すなわち、本発明は、循環移動するパレット上に粉鉱石と炭材を含む焼結原料を装入して装入層を形成し、その装入層表面の炭材に点火するとともに、点火炉の下流に機長方向に複数設置された気体燃料供給装置から供給した気体燃料を含む装入層上方の空気をパレット下に配設されたウインドボックスで吸引して装入層内に導入し、装入層内において前記気体燃料と炭材を燃焼させて焼結鉱を製造する方法において、前記気体燃料供給装置から供給される気体燃料の総供給量を一定とし、かつ、各気体燃料供給装置から供給する気体燃料の供給量を、各気体燃料供給装置の設置された領域において装入層内に吸引される空気量に応じて気体燃料の供給量を増減することを特徴とする焼結鉱の製造方法である。
　本発明の焼結鉱の製造方法は、上記気体燃料供給装置から供給される気体燃料の供給量を、各気体燃料供給装置の気体燃料供給領域において装入層内に吸引される空気量に比例する量以上とすることを特徴とする。
　また、本発明の焼結鉱の製造方法は、上記気体燃料供給装置から供給される気体燃料の供給量を、各気体燃料供給装置の気体燃料供給領域において装入層内に吸引される空気量の２乗に比例する量以上とすることを特徴とする。
　また、本発明の焼結鉱の製造方法は、上記装入層内に導入される空気に含まれる気体燃料を燃焼下限濃度以下とすることを特徴とする。
　また、本発明の焼結鉱の製造方法は、上記気体燃料の総供給量を、燃焼熱換算で、１８～４１ＭＪ／ｔ－ｓの範囲とし、かつ、燃焼熱換算で、上記気体燃料の総供給量を超える量の炭材を削減することを特徴とする。
　本発明によれば、焼結に必要な熱量が最も不足する焼結原料装入層の上層部に重点的に気体燃料を供給し、気体燃料の供給効果を最大限に発現させるので、装入層内のほぼ全ての領域において焼結時における最高到達温度を１２００℃以上１４００℃以下の高温域に長時間保持することができ、高強度かつ被還元性に優れる、高品質の焼結鉱を高歩留りで製造することが可能となる。
焼結プロセスを説明する概要図である。 焼結時における装入層内の圧損分布を説明するグラフである。 高生産時と低生産時の装入層内の温度分布を説明するグラフである。 焼結の進行に伴う装入層内の変化を説明する模式図である。 燃焼帯が装入層の上層部、中層部および下層部の各位置に存在しているときの温度分布と、装入層の幅方向断面内における焼結鉱の歩留り分布を説明する図である。 炭材量の変化（増量）による装入層内の温度変化を説明する図である。 焼結反応について説明する図である 骸晶状二次ヘマタイトが生成する過程を説明する状態図である。 気体燃料供給が高温域保持時間に及ぼす効果を説明する模式図である。 装入層内に吸引・導入される空気量の測定方法の一例を説明する図でる。 装入層内に吸引・導入される空気量の機長方向の変化の測定結果例を示すグラフである。 図１１の上に、気体燃料供給装置の配置位置と各装置設置領域内における吸気量の変化を示すグラフである。 焼結機Ａの生産率とタンブラー強度ＴＩとの関係に及ぼす本発明の効果を示すグラフである。 焼結機Ｂの生産率とタンブラー強度ＴＩとの関係に及ぼす本発明の効果を示すグラフである。
　発明者らは、パレット下方に配設されたウインドボックスによって焼結原料装入層の上方から装入層内に吸引・導入される空気量の機長方向の変化を、下記表２に示したような設備仕様が異なるＡおよびＢの２つの実機焼結機において測定した。上記Ａ，Ｂの実機焼結機は、有効機長がＡは８２ｍ、Ｂは７４ｍで、いずれも、点火炉の下流側約４ｍ以降に７．５ｍの長さの気体燃料供給装置がそれぞれ３基直列に配設されており、別々に気体燃料の供給量を制御することができるようになっている。
　なお、装入層内に吸引・導入される空気量の測定は、気体燃料の供給を停止し、気体燃料供給装置をジャッキアップした後、図１０に示したように点火炉の出側で、原料装入層の上面に風速計を幅方向に複数台（図１０では５台）設置し、パレットの移動に伴う風速の変化をモニターすることで行った。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
　上記測定の結果を図１１に示した。この結果から、焼結機の機長方向においては、装入層内に吸引される空気の風速は、焼結の前半では徐々に低下し、逆に、後半では徐々に上昇する傾向があることが確認された。ここで、上記焼結開始後の風速の低下は、パレット上に堆積された原料装入層は、パレット下方に配設されたウインドボックスによる吸引によって収縮を起こして密度が高まることや、図２に示したように、焼結の進行に伴う燃焼・溶融帯や湿潤帯の形成による通気抵抗の上昇によるものと考えられる。また、焼結後半における風速の増加は、原料装入層の焼結がある程度まで進行すると、排気ガスによってもたらされる熱によって湿潤帯が徐々に消失していくこと、および、焼結が完了した焼結ケーキは空隙率が高いことによるものと考えられる。
　図１２は、上記図１１の上に、３基（＃１～＃３）の気体燃料供給装置が設置されている領域を重ねて示したものである。図１２（ａ）から、上述した風速が低下している領域は、焼結に必要な熱量不足を補償するため気体燃料供給装置を設置している領域とほぼ重複していることがわかる。また、図１２（ｂ）は、それぞれの焼結機に設置した３基の気体燃料供給装置の各設置区間内における風速から換算した空気量と、その空気量を３基全体で１．０としたときの各設置区間内の空気量の比率を示したものである。この図から、Ａ，Ｂ焼結機とも＃３の気体燃料供給装置設置区間内における空気量は＃１のそれより約２０％減少していること、しかし、Ａの焼結機では、空気量が＃１から＃３において徐々に減少しているのに対して、Ｂの焼結機では最初＃１と＃２間で大きく低下しており、焼結機により低下の仕方に違いがあることがわる。
　この結果は、機長方向に複数配設された気体燃料供給装置から供給する気体燃料は、焼結機に供給する気体燃料の総量を一定とした場合、従来のように３基の気体燃料供給装置から均等に供給すると、原料装入層内に導入される気体燃料は上流側で低濃度、下流側で逆に高濃度となり、その結果、ただでさえ焼結に必要な熱量が不足気味の原料装入層の上層部分の熱量不足が解消されず、一方、焼結に必要な熱量が足りている原料装入層の下部にはさらに過剰の熱量を供給することになること、そして、その状況は焼結機により異なることを示している。
　そこで、発明者らは、焼結機に供給する気体燃料の総量を一定とした上で、各気体燃料供給装置の設置区間内における空気量を測定し、その測定結果に応じて気体燃料の供給量を増減してやることによって、気体燃料供給効果を最大限に発現させることとした。
　ここで、焼結機に供給する気体燃料の総量を一定とする理由は、上流側の気体燃料の濃度を所定の濃度とすめるために、全気体燃料供給装置からの気体燃料の供給量を増加させることは、下流側に対しては必要以上に気体燃料を供給することとなり、逆効果となることの他、燃料コストの上昇を招くからである。
　なお、上記気体燃料の総量は、燃焼熱に換算して、１８～４１ＭＪ／ｔ－ｓの範囲として供給するのが好ましい。１８ＭＪ／ｔ－ｓ未満では、気体燃料供給による焼結鉱の品質改善効果が十分に得られず、一方、４１ＭＪ／ｔ－ｓを超えて添加しても上記の効果が飽和してしまうからでからである。より好ましくは２１～２９ＭＪ／ｔ－ｓの範囲である。
　また、上記気体燃料を供給した場合、炭材添加量がそのままでは、炭材と気体燃料の総燃焼熱量が増加し、挿入層内部の最高到達温度が１４００℃を超えるおそれがある。そのため、気体燃料の供給量に応じて、炭材の添加量を削減するのが好ましい。この場合の炭材削減量は、燃焼熱換算で、気体燃料の供給量超えとするのが好ましく、例えば、２～５倍の量を削減しても、本発明の効果を十分に得ることができる。したがって、本発明は、前述した高品質の焼結鉱が得られるという効果の他に、炭材使用量削減による炭酸ガス排出量の低減という効果もある。
　また、各気体燃料供給装置の設置区間内における空気量に応じて気体燃料の供給量を増減してやる理由は、図１２に示した結果に対応し、上流側の気体燃料供給装置からの気体燃料供給量を多くし、下流側の気体燃料供給装置からの気体燃料供給量を多くすることによって、装入層内に導入される気体燃料の濃度を機長方向で均一化し、上流側においても所期した気体燃料供給効果を発現させるためである。
　ここで、気体燃料供給効果を十分に発現させるためには、各気体燃料供給装置から供給する気体燃料の量は、各装置の設置区間内における空気量に比例する量以上とすることが好ましいが、さらに、装入層上層部の熱量不足を効果的に補償してやるためには、各装置の設置区間内における空気量の２乗に比例する量以上とするのがより好ましい。ただし、５乗に比例する量を超えると、気体燃料の燃焼位置が炭材の燃焼位置に近い上流側のみ（例えば、図１２の＃１のみ）に過剰に気体燃料を供給することになる、すなわち、燃焼位置が重なるため、温度上昇効果が大きくなって最高到達温度が上がり過ぎたり、高濃度の気体燃料の燃焼によって空気中の酸素が消費され、装入層中の粉コークスの燃焼に用いられる酸素の不足を招いたりするおそれがあることから、上限は５乗程度とするのがより好ましい。なお、上記比例させる量は、厳密である必要はなく、±２０％程度の範囲内であれば、焼結機の特性に合わせて、適宜、調整してもよい。
　また、装入層内に導入する空気中に含まれる気体燃料は、その気体燃料の燃焼下限濃度以下であることが好ましい。希釈した気体燃料を供給する方法は、予め気体燃料を燃焼下限濃度以下に希釈した空気を供給する方法、気体燃料を高速で空気中に噴出させて瞬時に燃焼下限濃度以下に希釈させる方法のいずれでもよい。希釈気体燃料の濃度が燃焼下限濃度より高いと、装入層上方で燃焼してしまい、気体燃料を供給する効果が失われてしまったり、火災や爆発を起こしたりするおそれがある。また、希釈気体燃料が高濃度であると、焼結が完了した焼結層内の低温度域で燃焼するようになるため、高温域保持時間の延長に有効に寄与し得ないおそれがあるからである。好ましくは、希釈した気体燃料の濃度は、大気中の常温における燃焼下限濃度の３／４以下、より好ましくは燃焼下限濃度の１／５以下、さらに好ましくは燃焼下限濃度の１／１０以下である。ただし、希釈気体燃料の濃度が、燃焼下限濃度の１／１００未満では、燃焼による発熱量が不足し、焼結鉱の強度向上と歩留りの改善効果が得られないため、下限は燃焼下限濃度の１％とする。これを、天然ガス（ＬＮＧ）についてみると、ＬＮＧの室温における燃焼下限濃度は４．８ｖｏｌ％であるから、希釈気体燃料の濃度は０．０５～３．６ｖｏｌ％の範囲が好ましく、０．０５～１．０ｖｏｌ％の範囲がより好ましく、０．０５～０．５ｖｏｌ％の範囲がさらに好ましいことになる。
　前述した表２に示したＡ，Ｂの実機焼結機において、焼結熱源として、炭材の他に気体燃料を供給して焼結操業を行うに際して、本発明を適用し、機長方向に３基直列に設置された各気体燃料供給装置からの気体燃料の供給量を、図１２に示した各気体燃料供給装置設置区間内における風速（空気量）に応じて、表３に示すように１乗～６乗に比例させて気体燃料の供給量を変化させた。なお、供給する気体燃料としてはＬＮＧを用い、希釈後の気体燃料の濃度は、０．４ｖｏｌ％一定となるようにした。また、本発明の適用の効果は、各焼結機の排鉱部から排出された焼結ケーキのタンブラー強度ＴＩ（ＪＩＳ　Ｍ８７１２）を測定することにより行った。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
　上記各焼結条件の評価結果を、各焼結機における本発明を適用する前、すなわち、３基の各気体燃料供給装置からの気体燃料の供給量を均等（０．３３）としていた場合と比較した、タンブラー強度ＴＩの向上代として表３中に示した。この結果から、３基の気体燃料供給装置からの気体燃料の供給量を、各気体燃料供給領域において装入層内に吸引される空気量に応じて変化させることにより、焼結鉱のタンブラー強度、言い換えれば焼結鉱の成品歩留りを大幅に向上することができることがわかる。なお、参考として、図１３および図１４には、焼結機ＡおよびＢのそれぞれにおける本発明適用前（Ｎｏ．１，Ｎｏ．５）の焼結機の生産率とタンブラー強度ＴＩとの関係と、本発明適用後（Ｎｏ．２～４、Ｎｏ．６～８）の焼結機の生産率とタンブラー強度ＴＩとの関係を対比して示した。これらの図からも、本発明の効果は明らかである。
　本発明の焼結技術は、製鉄用、特に高炉用原料として使用される焼結鉱の製造技術として有用であるばかりでなく、その他の鉱石塊成化技術としても利用することができる。
　１：原料ホッパー
　２、３：ドラムミキサー
　４：床敷鉱ホッパー
　５：サージホッパー
　６：ドラムフィーダー
　７：切り出しシュート
　８：パレット
　９：装入層
　１０：点火炉
　１１：ウインドボックス（風箱）
　１２：カットオフプレート
 
 

Claims (5)

  1. 循環移動するパレット上に粉鉱石と炭材を含む焼結原料を装入して装入層を形成し、その装入層表面の炭材に点火するとともに、点火炉の下流に機長方向に複数設置された気体燃料供給装置から供給した気体燃料を含む装入層上方の空気をパレット下に配設されたウインドボックスで吸引して装入層内に導入し、装入層内において前記気体燃料と炭材を燃焼させて焼結鉱を製造する方法において、
    前記気体燃料供給装置から供給される気体燃料の総供給量を一定とし、かつ、各気体燃料供給装置から供給する気体燃料の供給量を、各気体燃料供給装置の設置された領域において装入層内に吸引される空気量に応じて気体燃料の供給量を増減することを特徴とする焼結鉱の製造方法。
  2. 前記気体燃料供給装置から供給される気体燃料の量を、各気体燃料供給装置の気体燃料供給領域において装入層内に吸引される空気量に比例する量以上とすることを特徴とする請求項１に記載の焼結鉱の製造方法。
  3. 前記気体燃料供給装置から供給される気体燃料の供給量を、各気体燃料供給装置の気体燃料供給領域において装入層内に吸引される空気量の２乗に比例する量以上とすることを特徴とする請求項１または２に記載の焼結鉱の製造方法。
  4. 前記装入層内に導入される空気に含まれる気体燃料を燃焼下限濃度以下とすることを特徴とする請求項１～３のいずれか１項に記載の焼結鉱の製造方法。
  5. 前記気体燃料の総供給量を、燃焼熱換算で、１８～４１ＭＪ／ｔ－ｓの範囲とし、かつ、燃焼熱換算で、前記気体燃料の総供給量を超える量の炭材を削減することを特徴とする請求項１～４のいずれか１項に記載の焼結鉱の製造方法。
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