WO2015137348A1 - 還元鉄の製造方法及び製造設備 - Google Patents

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reducing
reduced iron
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亮司 眞壁
強 山▲崎▼
聰 鈴木
高橋　茂樹
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    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a method and equipment for producing reduced iron.
  • the present invention relates to a reduced iron production method and production facility capable of stably obtaining reduced iron having a high metallization rate stably regardless of fluctuations in raw material properties.
  • Powdered iron oxides such as dust (iron blast furnace dust, converter dust, etc., hereinafter sometimes referred to as high quality dust) and iron oxide ores, etc. containing iron oxide generated in the steelmaking and steelmaking processes in recent years
  • a method of producing reduced iron using a raw material hereinafter sometimes referred to as a high quality powdered iron oxide raw material is widely used.
  • a powdered iron oxide raw material such as iron dust or iron ore and a carbonaceous reducing material are mixed and subjected to agglomeration treatment to form pellets or briquette agglomerates
  • a method for example, Patent Document 1 in which this agglomerate is heated and reduced in a reduction furnace such as a rotary hearth furnace in which the hearth moves continuously, or a powdered iron oxide raw material and a carbonaceous reducing material are used.
  • a reduction furnace such as a rotary hearth furnace in which the hearth moves continuously
  • a powdered iron oxide raw material and a carbonaceous reducing material are used.
  • the technique for example, patent document 2 which heats and reduces with a rotary kiln is known.
  • such inferior powdered iron oxide raw material has a higher degree of raw material oxidation than high quality dust, so when used as a raw material for the production of reduced iron, the metallization rate of product reduced iron (product metallization rate) is reduced.
  • the raw material oxidation degree (sometimes simply referred to as “oxidation degree”) is the theoretical oxygen amount that can be combined when all the iron-containing components (metallic iron, wustite, magnetite, hematite) in the raw material become hematite. Is an index defined by the mass percentage of the amount of oxygen actually bound to iron.
  • the product metallization rate is an index defined by the mass percentage of metal iron with respect to the total iron content in the product reduced iron. Since the load of finishing and reducing reduced iron in a subsequent process is reduced, a higher product metallization rate is desirable.
  • JP 2003-293020 A Japanese Patent Laid-Open No. 2001-280849 JP 2000-160219 A JP 2012-126963 A JP 2010-222667 A JP 59-25910 A
  • the production capacity of reduced iron that is, the amount of iron oxide in the raw material reduced in the furnace per unit time is mainly the furnace of the rotary hearth. Determined by floor area and furnace temperature. In actual operation, in order to maximize production efficiency, it is general to operate with the furnace temperature as high as possible within the scope of equipment constraints.
  • the productivity of reduced iron is decreasing with an increase in the amount of inferior powdered iron oxide raw material used.
  • the inferior powder iron oxide raw material not only has a high degree of oxidation, but also has a large variation in raw material properties within the same brand.
  • the residence time of the agglomerate in the rotary hearth furnace during the production of reduced iron is as short as about 15 to 25 minutes, and it is also very practical in practice to change the reduction time following the variation in raw material properties. It is difficult to.
  • the reduction reaction of powdered iron oxide agglomerates with carbonaceous materials as the reducing material proceeds by reducing the iron oxides such as hematite, magnetite, and wustite with carbon monoxide present in the pores of the agglomerates. To do.
  • the agglomerate of reduced iron production raw material is generally a porous body having a porosity of 30% or more, and its apparent thermal conductivity is smaller than a value predicted from the component average.
  • the conduction heat transfer in the agglomerates is very slow.
  • Patent Document 3 discloses a technique for defining the properties of carbonaceous materials and ores in order to improve the internal heat transfer rate of iron ore agglomerates with carbonaceous materials.
  • Patent Document 4 discloses a method of mixing linear additives that promote heat transfer. However, none of the methods essentially suppresses the increase in porosity due to the oxygen being bound to the iron oxide with the reduction reaction.
  • the metallization rate of reduced iron reaches at least about 60% in the final stage of the rotary hearth furnace, and at the same time the porosity Is also getting bigger. That is, at the time of the final stage of the rotary hearth furnace, the thermal conductivity of the reduced iron has already been sufficiently reduced, and the rotary hearth furnace has only a radiant heat transfer mechanism for supplying heat to the agglomerates, When finishing reduction of reduced iron is attempted, it is easily predicted that the facility will be very large.
  • Patent Documents 5 and 6 describe techniques for proceeding the reduction reaction by taking two steps without expanding one reduction furnace.
  • hematite or goethite is previously reduced to magnetite with a reducing gas using a fluidized bed reactor, and then a microwave is added to a mixture obtained by adding a carbonaceous reducing material to the obtained semi-reduced product.
  • the method of further reducing and obtaining metallic iron by irradiating and heating is described.
  • Patent Document 6 proposes a technique for increasing the carbon monoxide content in the exhaust gas and accelerating the preliminary reduction when the exhaust gas from the rotary kiln that is a reduction furnace is used for preheating and preliminary reduction of the raw material. This is aimed at improving the reduction efficiency in the rotary kiln.
  • this technology is premised on reduction in a rotary kiln, and the exhaust gas temperature of the rotary kiln is lower than the temperature in the furnace, so the effect of the preliminary reduction that can be achieved using this exhaust gas is the reduction furnace itself. It is easily guessed that it is smaller than the two-stage.
  • inferior powdered iron oxide raw material since the use of inferior powdered iron oxide raw material is not premised on the technical level at that time, this technology cannot be applied to the inferior powdered iron oxide raw material as it is.
  • To apply an inferior powdered iron oxide raw material it is better to use a rotary hearth type reducing furnace with good reduction efficiency, but it has better thermal efficiency and reduction efficiency. The problem of deterioration remains.
  • the present invention remodels an existing rotary hearth furnace on a large scale even when using a raw material with a large variation in properties or an inferior powdered iron oxide raw material with a high degree of oxidation. It is an object of the present invention to provide a reduced iron with a high metalization rate stably only by adding inexpensive and easy finishing reduction equipment, and to provide a reduced iron production method and production equipment that solve the problem For the purpose.
  • the present inventors diligently studied a method for solving the above problems. As a result, the following knowledge was obtained.
  • first stage reduction hereinafter referred to as first reduction, and the reduction furnace at this time is referred to as the first reduction furnace.
  • the obtained reduction product (the reduction product obtained in the first reduction is referred to as the first reduction product) has a high porosity, the heat conductivity is poor as it is. Therefore, if the second stage of reduction is performed by a method that can utilize the increase in porosity to promote the reduction reaction, reduced iron having a high metallization rate can be stably produced with high efficiency. I found.
  • the rotary hearth type reduction furnace (RHF) is applied to the first reduction, and the second reduction (hereinafter referred to as the second reduction)
  • the reduction furnace at this time is referred to as a second reduction furnace.
  • the first reduction product has a high porosity, and it is easy to diffuse the reduction gas in the furnace through the pores, so that the reducibility is improved. It was found that reduced iron with high thermal efficiency and high metallization rate can be produced by applying a rotary kiln or shaft furnace.
  • reducing gas penetrates into the inside of the pores of the first reduction product and reduces iron oxide.
  • the inventors have found that the first reduction product can be efficiently reduced by setting the concentration of CO gas in the reducing atmosphere in the second reduction to 10 vol% or more and 85 vol% or less.
  • the first reduction product also contains reduced iron with a low metalization rate.
  • reduced iron with a low metallization rate has low strength and is pulverized when discharged from the first reduction furnace. Even if a high metallization rate is obtained in the second reduction furnace, the particle size of the reduced iron is reduced as a result of pulverization, and there is a concern of dust generation and reoxidation during handling in the subsequent process.
  • reduced iron with a high metalization rate is difficult to powder because of its high strength. Therefore, it has been found that if only the powdered product of the first reduction product is reduced in the second reduction furnace to which the rotary kiln is applied, the reduced iron that has been granulated can be produced while promoting the reduction reaction.
  • the progress of the second reduction is hindered if there is too much powdered material.
  • the rotary kiln type reduction furnace is applied as the second reduction furnace, the inventors use the rotary kiln type reduction furnace for the second reduction as long as the reduction product contains 75% or less of a reduction product having a particle size of less than 3 mm. Was confirmed to be sufficiently advanced.
  • the present invention has been made based on the above findings, and the gist thereof is as follows.
  • a method for producing reduced iron in which an agglomerate obtained by mixing an agglomerated iron oxide-containing raw material and a reducing material is subjected to continuous two-stage reduction treatment, (I) applying a rotary hearth type reducing furnace to the first reduction treatment; (Ii) A rotary kiln type or shaft type reduction furnace is applied to the second reduction treatment, and in the second reduction treatment, the concentration of CO gas in the reducing atmosphere is 10% by volume or more and 85% by volume or less.
  • a method for producing reduced iron is based on the above findings, and the gist thereof is as follows.
  • the method for producing reduced iron according to any one of (1) to (3) above, wherein (5)
  • the iron oxide-containing raw material contains at least any one of melting furnace dust, electric furnace dust, rolling scale, pickling / neutralized sludge, (1) to (4), Method for producing reduced iron.
  • a reduced iron production facility for reducing agglomerated raw material agglomerated by mixing a raw material containing iron oxide and a reducing material using two continuous reduction furnaces, (A) A rotary hearth type reduction furnace as a first reduction furnace for reducing the raw material agglomerates, (B) A reduction comprising a rotary kiln type or shaft type reduction furnace as a second reduction furnace for further reducing the first reduction product, which is a reduction product generated in the first reduction furnace.
  • Iron production equipment for reducing agglomerated raw material agglomerated by mixing a raw material containing iron oxide and a reducing material using two continuous reduction furnaces.
  • the present invention it is possible to easily produce a high metal from an inferior powdered iron oxide raw material without using a rotary hearth type reducing furnace having a large equipment scale and without increasing the furnace temperature in order to increase the reaction rate. Reduced iron can be produced. As a result, capital investment for a large rotary hearth type reduction furnace can be avoided.
  • Example 1 is a conceptual diagram illustrating one embodiment of the present invention. It is a figure which shows the experimental result of Example 1. It is a figure which shows the experimental result of Example 2. It is a conceptual diagram which shows the one aspect
  • the method for producing reduced iron according to the present invention comprises agglomerating agglomerated by mixing an iron oxide-containing raw material and a reducing material into a two-stage reduction furnace.
  • a method for producing reduced iron that is reduced using (I) A rotary hearth type reducing furnace is used as the first reducing furnace, and then (Ii) A rotary kiln type or shaft type reduction furnace is used as the second reduction furnace, and in the second reduction treatment, the concentration of CO gas in the reducing atmosphere is 10% by volume or more and 85% by volume or less.
  • the reduced iron production facility of the present invention (hereinafter sometimes referred to as “the present invention production facility”) comprises agglomerates obtained by mixing agglomerated iron oxide-containing raw material and a reducing material into a two-stage reduction furnace.
  • a facility for producing reduced iron that is reduced using (A) a first-stage rotary hearth reducing furnace that receives and reduces the agglomerates; (B) a second stage rotary kiln type or shaft type installed after the rotary hearth type reducing furnace, receiving reduced iron discharged from the rotary hearth type reducing furnace, and further reducing the reduced iron A reduction furnace is provided.
  • the present invention (the present invention production method and the present invention production facility may be collectively referred to as “the present invention”) will be described.
  • the reduction product discharged from the first reduction furnace is defined as the first reduction product
  • the reduction product discharged from the second reduction furnace is defined as the second reduction product.
  • the reaction for obtaining the second reduction product from the first reduction product inside the second reduction furnace is referred to as a finishing reduction reaction.
  • FIG. 1 shows one embodiment of the present invention in which reduced iron is produced using a two-stage reduction furnace.
  • An iron oxide-containing raw material and a reducing material (carbonaceous reducing material) are pulverized and kneaded to give an agglomeration treatment to obtain a raw material agglomerate.
  • the raw material agglomerates are dried, they are charged into a first stage rotary hearth type reduction furnace, heated and reduced to produce a first reduction product.
  • the first reduction product is charged into a second stage rotary kiln type or shaft type reduction furnace, heated and reduced to produce a second reduction product.
  • a rotary kiln-type or shaft-type reduction furnace having a relatively low furnace temperature for additionally heating and reducing the reduced first reduction product is added. Furthermore, in order to accelerate the finish reduction reaction of reduced iron inside the rotary kiln type or shaft type reduction furnace, a reducing gas such as carbon monoxide in the furnace atmosphere is kept at a high concentration.
  • the reduction gas originating from the carbon content is supplied from the inside of the agglomerate.
  • the influence of the atmosphere outside the agglomerate on the surface is negligibly small. That is, since the pressure of the gas generated from the inside of the agglomerate is higher than the atmospheric pressure, it is difficult for gas to enter from the atmosphere side into the agglomerate.
  • the first reduction product discharged from the first reduction furnace which is a rotary hearth type reduction furnace
  • the first reduction product discharged from the first reduction furnace which is a rotary hearth type reduction furnace
  • the atmospheric gas in the furnace diffuses into the agglomerates through the pores.
  • the reduction reaction could proceed efficiently. That is, if the concentration of the reducing gas inside the second reduction furnace that performs the final reduction of the first reduction product is increased, the reducing gas can diffuse into the first reduction product and reduce iron oxide. It was.
  • CO (carbon monoxide) gas is a representative example of a reducing gas that is effective in reducing carbonaceous material-containing iron oxide agglomerates. Since the concentration of CO gas in the rotary hearth type reducing furnace during normal operation is less than 10% by volume, the concentration of CO gas in the second reducing furnace is preferably 10% by volume or more. Further, as a result of the study by the present inventors, even if the CO gas concentration is increased too much, the reduction reaction promoting effect is saturated, so the upper limit of the CO gas concentration was set to 85% (FIG. 3).
  • a method for increasing the reducing gas concentration in the second reducing furnace a method of injecting a reducing gas from the outside may be used, or the combustion air ratio of the burner burned in the furnace to maintain the furnace temperature is less than 1 and is incomplete.
  • a method of burning may be used.
  • a method may be used in which a coal-based carbon material is added simultaneously with the first reduction product and decomposed in a furnace to generate a reducing gas.
  • the reducing gas required for the iron oxide reduction reaction in the second reduction furnace is supplied directly from the outside of the agglomerate to the inside of the first reduction product. There is no need to cause a Boudowa reaction inside the product, and there is no need to supply the agglomerate with the amount of heat required for the Boudowa reaction. That is, in the finish reduction of the first reduction product having a high porosity, heat transfer rate control can be avoided, and the reduction reaction can be advanced even at a relatively low furnace temperature.
  • the atmosphere gas and the first reduction product are strong, which cannot be expected in a rotary hearth type reduction furnace in which an agglomerate is allowed to stand and reduce. Interaction can be obtained. That is, in the case of a rotary kiln type reduction furnace, the first reduction product is agitated by rotating the can body, and in the case of a shaft type reduction furnace, the gas flow and the first reduction product by pushing the gas into the furnace. By this contact, it is possible to promote the diffusion / intrusion of the reducing gas into the pores of the first reduction product. As described above, in the present invention, the high porosity of the first reduction product is effectively utilized for promoting the reduction reaction in the second reduction furnace.
  • the porosity of the first reduction product will not be sufficiently large, and the generation pressure of gas from the inside of the pores will be greater than the atmospheric pressure. Cannot diffuse and penetrate into the pores and the reduction reaction does not proceed.
  • the desirable lower limit of the metallization rate of the first reduction product was set to 65%. It was confirmed that if the metallization rate was secured to 65% or more, the porosity was sufficiently high and the reduction reaction proceeded in the second reduction (FIG. 2).
  • the metallization rate of the first reduction product approaches the target metalization rate of the second reduction product.
  • the metallization rate of reduced iron circulated in the market is about 90%.
  • the metallization rate of the first reduction product after the completion of the first reduction is 65% or more and 90% or less.
  • the second stage rotary kiln reduction furnace When the temperature is 1100 ° C. or lower, the finish reduction reactivity is lowered, so the furnace temperature is preferably higher than 1100 ° C. However, when the furnace temperature of the second stage rotary kiln type reduction furnace exceeds 1200 ° C., kiln rings are remarkably generated. Therefore, the furnace temperature is preferably 1200 ° C. or less.
  • inferior powder iron oxide raw materials such as melting furnace dust, electric furnace dust, rolling scale, pickling / neutralized sludge can be applied.
  • the first reduction product has a metallization rate of at least about 60% due to the progress of the reduction reaction inside the agglomerate, and the porosity of the first reduction product is accordingly increased.
  • the inventors of the present invention efficiently put the first reduction product having a low metallization ratio and a high porosity into the second reduction furnace, and further reduce the efficiency. It has been found that reduced iron with a high metallization rate can be obtained. Further, the present inventors have found that if the second reduction furnace is a rotary kiln type reduction furnace, the atmospheric gas easily penetrates from the pores into the first reduction product, and the final reduction proceeds. Furthermore, the powdered first reduction product is granulated (increase in particle size) in the course of the reduction treatment, and finally, it is found that reduced iron having a high metallization rate and a large particle size can be obtained. It was.
  • the properties (component composition, particle size distribution, etc.) of the first reduction product may be properties obtained under normal operating conditions, and are not limited to specific properties. However, if the powdered reduction product having a particle size of less than 3 mm exceeds 75% by mass, the heat transfer rate is controlled in the second stage rotary kiln type reduction furnace, and the effect of atmospheric control that promotes finish reduction can be sufficiently obtained. Absent. Therefore, the first reduction product is preferably 75% by mass or less with a particle size of less than 3 mm.
  • the fine-grained portion in the first reduction product does not proceed with the reduction reaction, the metallization rate is low, and the residual carbon is increased.
  • the coarse particles in the first reduction product had a sufficiently reduced reaction, a high metallization rate, and a small amount of residual carbon.
  • the present inventors classify the first reduction product, finish and reduce only the fine-grained component (pulverized product) with a low metalization rate under the sieve in the second stage rotary kiln type reduction furnace, The idea was to granulate.
  • FIG. 4 shows an example of producing reduced iron using a two-stage reduction furnace.
  • the process up to the production of the first reduction product in the first stage rotary hearth type reduction furnace is the same as the production mode shown in FIG. However, in the production mode shown in FIG. 4, the first reduction product is classified, and only the unsieved product (low-metallized powder) is charged into the second stage rotary kiln type reduction furnace, and heated and reduced. A second reduction product is obtained.
  • the manufacturing facility for manufacturing reduced iron shown in FIG. (A) a first-stage rotary hearth type reduction furnace for heating and reducing a raw material agglomerate obtained by mixing a powdered iron oxide raw material and a carbonaceous reducing material; (B) Classifying equipment installed after the rotary hearth type reduction furnace and classifying the reduction product (first reduction product) discharged from the first stage rotary hearth type reduction furnace; and (C) A second-stage rotary kiln-type reduction furnace that heats and reduces only the reduction product under the sieve is provided.
  • the classification facility is a facility for classifying reduction products having a temperature of about 700 to 1100 ° C. discharged from the rotary hearth type reduction furnace, and therefore requires heat resistance.
  • a fixed sieve (grizzly) or a water-cooled roller screen is preferable.
  • the roller screen is preferable as the classification equipment because the classification particle diameter can be adjusted by changing the distance between the axes.
  • the sieved product (coarse particles) has a high metallization rate, it is bypassed without finishing reduction, and in the latter stage, the second reduced product after finishing reduction is combined with the second reduced product to produce product reduced iron.
  • the amount of treatment in the second stage rotary kiln type reduction furnace can be reduced, and in addition to downsizing of the rotary kiln type reduction furnace body, the exhaust gas treatment equipment and heating burner of the reduction furnace As a result, it is possible to reduce the size of ancillary facilities such as, and this can lead to a reduction in capital investment.
  • the classification reference particle size when classifying the first reduction product is set to the fine particle side, the amount of treatment in the second stage rotary kiln type reduction furnace is reduced, so the scale of the reduction furnace can be reduced.
  • the mass ratio (hereinafter referred to as “3 mm or less ratio”) of 3 mm or less of the sieved product (pulverized product) processed in the rotary kiln type reduction furnace increases, and the reduction reaction rate in the rotary kiln type reduction furnace. Decreases. As shown in FIG. 5, when the ratio of 3 mm or less exceeds 75%, the finish reduction does not proceed.
  • FIG. 6 shows the relationship between the sieving classification ratio (the ratio (% by mass) of the product to be sieved out of the products to be classified) and the final product metallization rate (%). From FIG. 6, it can be seen that if the underclassification ratio is 50% or more, the metallization rate of the final product can be secured 80% or more.
  • the conditions in the examples are one example of conditions used for confirming the feasibility and effects of the present invention, and the present invention is based on this one example of conditions. It is not limited.
  • the present invention can adopt various conditions as long as the object of the present invention is achieved without departing from the gist of the present invention.
  • Example 1 In order to confirm the optimal load distribution in the 1st reduction furnace and the 2nd reduction furnace, the iron oxide containing raw material which mixed the electric furnace dust with the melting furnace dust which is inferior powdered iron oxide raw material and coal are agglomerated. A reduction experiment of the experimental agglomerates (hereinafter referred to as “tablets”) was conducted.
  • the furnace A is an experimental electric furnace in which the gas composition in the furnace is maintained at N 2 : 100% and the furnace temperature is maintained at 1250 ° C.
  • the furnace B has a gas composition in the furnace (CO: 40% + N 2 : 60%) This is an electric furnace for experiments in which the furnace temperature is maintained at 1150 ° C.
  • the furnace atmosphere is a stronger reducing atmosphere than the A furnace, but the furnace temperature is lower by 100 ° C. Table 1 shows the experimental conditions.
  • the tablet was allowed to react in a furnace of A furnace for a predetermined time.
  • the furnace temperature is sufficiently high at 1250 ° C, and since the tablet is also equipped with charcoal material, the heat transferred from the furnace atmosphere to the tablet surface by radiation is conducted into the tablet and the charcoal is gas. CO gas is generated and the reduction reaction proceeds.
  • the reduction reaction so far is referred to as a first stage, and the subsequent reduction reaction is referred to as a second stage.
  • the atmosphere in the furnace B is maintained in a strong reducing atmosphere of (CO: 40% + N 2 : 60%), and the tablet reduction reaction is expected to proceed faster than in the furnace A furnace. Therefore, in the B furnace, the furnace temperature was set lower, or the reaction time was set shorter so that the total reaction time was shorter than the tablet continuously reduced in the A furnace.
  • Table 2 shows the analysis result of the metallization rate of the tablet after the first stage and the second reduction reaction shown in Table 1.
  • Level 3 is a reaction for 15 minutes in an A furnace at 1250 ° C. with N 2 : 100%.
  • the furnace temperature is 1150 ° C. and the furnace of the B furnace in a strong reducing atmosphere (CO: 40%) is 2.5 minutes in total. It was made to react for 1 minute.
  • the total reaction time is 2.5 minutes shorter than in level 3, and the final metallization rate after the completion of the second reduction is level 3 even though the furnace temperature of the second reduction furnace is 100 ° C. lower. Can maintain the same value. That is, it is shown that the reaction rate of the tablet is greatly improved by switching the inside of the furnace to a strong reducing atmosphere during the reduction reaction.
  • level 6 in which the total reaction time is shortened and the furnace temperature of the second reduction furnace is lowered to 1150 ° C. has a higher metallization rate.
  • Level 1 and Level 2 the first reduction time is 5 minutes, and then the product is reduced continuously for 5 minutes in the A furnace (Level 1), and the second stage is the B furnace in the strong reducing atmosphere.
  • Level 2 The metallization rates of products reduced at 2.5 ° C. for 2.5 minutes (level 2) were compared.
  • the metallization rate of the second reduction product is higher in the level 1 that is continuously reduced in the furnace A than in the level 2 that is subjected to the second reduction in the furnace B. .
  • the metallization rate at the end of the first reduction is as low as 40%, and in the second stage, sufficient pores that can diffuse the reducing gas in the furnace into the first reduction product are not generated. It is estimated to be.
  • the reduction time in the first stage A furnace was increased to 20 minutes.
  • the metallization rate of the first reduction product has reached 90%. Therefore, in this case, there is no need to bother to add a facility and perform the second reduction, and only the first stage reduction is sufficient.
  • the first reduction product obtained by the first reduction in the A furnace is further (1) continuously reduced in the A furnace for 5 minutes (levels 1, 3, 5, 7; ⁇ in the figure) And (2) the second reduction product after completion of the reduction in the second stage in A furnace or B furnace when reduced in B furnace for 2.5 minutes (level 2, 4, 6, ⁇ in the figure) And the metallization rate (%) of the first reduction product after completion of the first reduction in the furnace A is shown.
  • the metallization rate of the first reduction product at the end of the first stage is a certain value or more.
  • reduced iron whose metallization rate at the end of the first stage has reached 90% can be used as a product as it is.
  • Example 2 Next, an experiment was conducted to evaluate the influence of the furnace atmosphere on the metallization rate in the second reduction furnace.
  • a furnace is an experimental electric furnace in which the gas composition in the furnace is maintained at N 2 : 100% and the furnace temperature is maintained at 1250 ° C.
  • B furnace is a furnace in which the inside of the furnace can be controlled in a reducing atmosphere, and the furnace temperature is 1150 ° C.
  • This is an experimental electric furnace held in The tablet used is the same as in Example 1.
  • the tablet reacted for 10 minutes in the furnace A was quickly moved into the furnace B, and the second reduction reaction was performed in the furnace B.
  • the CO concentration in the B furnace was changed to 40%, 70%, 85%, and 90%, and the influence on the metallization rate of the tablet was evaluated.
  • Table 3 shows each experimental condition. Among these, the level 4 where the CO concentration in the B furnace in the second stage is 40% is the same as the level 4 of the first embodiment.
  • Table 4 shows the experimental results. It can be seen that when the CO concentration in the B furnace is increased by comparing the levels 4a and 4b with the level 4, the metallization rate after the end of the second stage also increases. However, the metallization rate of level 4c, which is 90% by further increasing the CO concentration, is the same value as level 4b of CO: 85%.
  • FIG. 3 shows the relationship between the metalization rate (%) of the second reduction product after completion of the second reduction at levels 4, 4a, 4b, and 4c and the CO concentration (%) in the second reduction furnace (B furnace). Indicates. From FIG. 3, although the metallization rate is increased by increasing the CO concentration in the second reduction furnace, the effect on the metallization rate is not limited even if the CO concentration exceeds 85% even in a strong reducing atmosphere. You can see that there is almost no.
  • Example 3 Two experimental reduction furnaces (A furnace and B furnace) were prepared.
  • the A furnace is a rotary hearth type reduction furnace in which the gas composition in the furnace is maintained at N 2 : 100% and the furnace temperature is maintained at 1250 ° C.
  • the furnace B has a gas composition in the furnace (CO: 30% + N 2 : 70%), and a small experimental shaft furnace of ⁇ 120 ⁇ 1200 mmH with the furnace temperature maintained at 1150 ° C.
  • the furnace atmosphere is a stronger reducing atmosphere than the A furnace, but the furnace temperature is lower by 100 ° C.
  • the finishing reduction conditions are as follows. ⁇ Shaft furnace: Inner diameter 120 x Height 1200mm -Furnace temperature: 1150 ° C -Furnace atmosphere: CO 30% + N 2 70% Table 5 shows the experimental conditions.
  • the tablet was reacted in the furnace of the A furnace for a predetermined time.
  • the atmosphere in the furnace B is maintained in a strong reducing atmosphere of (CO: 30% + N 2 : 70%), and the tablet reduction reaction is expected to proceed faster than in the furnace A. Therefore, in the B furnace, the furnace temperature was set lower, or the reaction time was set shorter so that the total reaction time was shorter than the tablet continuously reduced in the A furnace.
  • Table 6 shows the analysis results of the metallization rate of the tablet after the completion of the first stage and the second reduction reaction shown in Table 5.
  • Level 3 is a reaction for 15 minutes in an A furnace at 1250 ° C. with N 2 : 100%.
  • the furnace temperature is 1150 ° C.
  • the furnace of the B furnace in the strong reducing atmosphere (CO: 30%) is 2.5 minutes for a total of 12.5. It was made to react for 1 minute.
  • the total reaction time is 2.5 minutes shorter than in level 3, and the final metallization rate after the completion of the second reduction is level 3 even though the furnace temperature of the second reduction furnace is 100 ° C. lower. Can maintain the same value. That is, it is shown that the reaction rate of the tablet is greatly improved by switching the inside of the furnace to a strong reducing atmosphere during the reduction reaction.
  • level 6 in which the total reaction time is shortened and the furnace temperature of the second reduction furnace is lowered to 1150 ° C. has a higher metallization rate.
  • Level 1 and Level 2 the first reduction time is 5 minutes, and then the product is reduced continuously for 5 minutes in the A furnace (Level 1), and the second stage is the B furnace in the strong reducing atmosphere.
  • Level 2 The metallization rates of products reduced at 2.5 ° C. for 2.5 minutes (level 2) were compared.
  • the metallization rate of the second reduction product is higher in the level 1 that is continuously reduced in the furnace A than in the level 2 that is subjected to the second reduction in the furnace B. .
  • the metallization rate at the end of the first reduction is as low as 45%, and in the second stage, sufficient pores that can diffuse the reducing gas in the furnace into the first reduction product are not generated. It is estimated to be.
  • the reduction time in the first stage A furnace was increased to 20 minutes.
  • the metallization rate of the first reduction product has reached 91%. Therefore, in this case, it is not necessary to add the facility to perform the second reduction, and only the reduction by the rotary hearth type reduction furnace in the first stage is sufficient.
  • Example 4 Melting furnace dust (inferior quality powdery iron oxide raw material) and coal were mixed agglomerated raw material agglomerate (in mass%, the metal Fe: 1%, FeO: 38 %, Fe 2 O 3: 31%, C : 14%) was reduced in a rotary hearth type reduction furnace (first stage) at a furnace temperature of 1250 ° C. to produce a first reduction product.
  • This first reduction product was put into a small rotary kiln having a diameter of 300 ⁇ 3400 mm, and the final reduction (second reduction) of the first reduction product was performed.
  • the finishing reduction conditions are as follows.
  • Rotary kiln Inner diameter 300 ⁇ Length 3400mm ⁇ Rotary kiln speed: 3.2rpm ⁇ First reduction product input: 120 kg / h ⁇ First reduction product residence time: 20 minutes ⁇ Burner fuel: LPG -Combustion air ratio: 0.7 (CO concentration in the furnace: 20% by volume) Table 7 shows the results of the furnace temperature and the finish reduction.
  • the final reduction was performed with the furnace temperature of the rotary kiln (second stage) set to 1250 ° C.
  • the kiln ring was generated in the furnace and rapidly grew to close the kiln furnace. It was difficult to continue.
  • Level 5-3 the final reduction was performed with the furnace temperature of the rotary kiln (second stage) set to 1100 ° C, but the metallization rate was -3%, the ratio of reduced iron with a particle size of 8 mm or more was + 9%, and the particle size was 3 mm.
  • the ratio of the reduced iron below is + 1%, indicating that neither the reduction reaction nor the granulation progressed.
  • Level 5-4 the final reduction was performed with the furnace temperature of the rotary kiln (second stage) set to 1130 ° C.
  • the reduction reaction It can be seen that the granulation is progressing together. Also, no kiln ring formation was observed in the rotary kiln furnace.
  • Example 5 Melting furnace dust (inferior quality powdery iron oxide raw material) and the agglomerate was agglomerated by mixing the coal (in mass%, the metal Fe: 1%, FeO: 38 %, Fe 2 O 3: 31%, C: 14%) in a rotary hearth type reduction furnace (first stage) at a furnace temperature of 1250 ° C., and then subjected to an appropriate classification treatment, and the ratio of the particle size of less than 3 mm is 29% by mass, 38% by mass, 65% by mass.
  • the 1st reduction product of the mass% and 90 mass% was manufactured. These first reduction products were charged into a small rotary kiln and subjected to final reduction (second stage).
  • the furnace temperature of the kiln was 1150 ° C.
  • the finishing reduction conditions are as follows. ⁇ Rotary kiln: Inner diameter 300 ⁇ Length 3400mm ⁇ Rotary kiln speed: 3.2rpm ⁇ First reduction product input: 120 kg / h ⁇ First reduction product residence time: 20 minutes ⁇ Burner fuel: LPG -Combustion air ratio: 0.7 (CO concentration in the furnace: 20% by volume) Experimental conditions and results are shown in Table 8 and FIG.
  • FIG. 5 shows the results of Table 8, with the ratio of less than 3 mm (mass%) of the first reduction product on the horizontal axis, the amount of change in metallization rate in the heating / reduction treatment in the rotary kiln (second reduction furnace) ( ⁇ %) Is shown on the vertical axis.
  • FIG. 5 shows that when the ratio of the first reduction product of less than 3 mm exceeds 75% by mass, the reduction reaction does not proceed in the rotary kiln furnace.
  • Example 6 Melting furnace dust (inferior quality powdery iron oxide raw material) and the agglomerate was agglomerated by mixing the coal (in mass%, the metal Fe: 1%, FeO: 38 %, Fe 2 O 3: 31%, C: 14%) in a rotary hearth type reduction furnace (first stage) at a furnace temperature of 1250 ° C., and then classified according to a certain standard particle diameter, and only the undersieved product is charged into a small rotary kiln (second stage). The final reduction (second stage) was performed.
  • the finishing reduction conditions are as follows. ⁇ Rotary kiln: Inner diameter 300 ⁇ Length 3400mm ⁇ Rotary kiln speed: 3.2rpm -Furnace temperature of rotary kiln: 1150 ° C ⁇ Burner fuel: LPG -Combustion air ratio: 0.7 (CO concentration in the furnace: 20% by volume) Experimental conditions and results are shown in Table 9 and FIG.
  • Level 7-1 shows the results when the entire amount is reduced with a rotary kiln without first classifying the first reduction product.
  • the entire processing amount (100%, 20.0 t / h) in the first stage rotary hearth type reduction furnace is finished and reduced by the rotary kiln.
  • the rate is 7.9%.
  • Level 7-2 the first reduction product discharged from the rotary hearth type reduction furnace is classified with a reference diameter of 16 mm, and only the bottom part of the sieve is finished and reduced with a rotary kiln, and the top part of the sieve is bypassed. Both were mixed into a product reduced iron.
  • the mass ratio of the sieving product is 63% of the total processing amount of the first reduction product, and the equipment specifications of the second stage rotary kiln reduction furnace can be reduced to about 60% compared to the case of processing the entire amount. Is shown.
  • the final ⁇ metallization rate is 7.6%, which is an increase in the reduction rate comparable to the level 7-1 ⁇ metallization rate of 7.9%.
  • Level 7-3 the classification standard diameter was set to 12 mm, and similarly to Level 7-2, the sieved product was finish-reduced with a rotary kiln and mixed with the bypassed sieved product to obtain product reduced iron.
  • the mass ratio of the sieved product is 48% with respect to the total processing amount of the first reduction product, and the rotary kiln spec can be reduced to about half.
  • the final ⁇ metallization rate is also 7.3%, and the finishing reduction allowance of the same level can be maintained as compared with the level 7-1 and the level 7-2.
  • the classification reference diameter was reduced to 4 mm.
  • the mass ratio of the under-sieving portion is only 16% with respect to the total amount of the first reduction product, and it can be estimated that the scale of the rotary kiln can be significantly reduced as compared with the case where the total amount is processed.
  • the ⁇ metallization rate is 2.2%, and the final increase in the metallization rate is significantly smaller than the level 7-1 that is not subjected to prior classification treatment. This is presumably because the classification standard diameter was as small as 4 mm, and the mass ratio of less than 3 mm in the under-sieving portion reached 73.0%, which hindered the progress of finishing reduction in the rotary kiln.
  • FIG. 6 shows the correlation between the sieving classification ratio (mass%) obtained as a result of the classification of the first reduction product and the final product metallization ratio (%) of the reduced iron in each level of this example. Show. In addition, the metallization rate 81.4 (%) of the product reduced iron when the total amount of the first reduction product is finished and reduced in a rotary kiln type reduction furnace without being classified is shown at the underclassification ratio of 100%. ing.
  • FIG. 6 shows that the classification reference diameter may be determined so that the mass percentage of the total amount of the first reduction product of the sieving product produced by classification is 50% or more.
  • the present invention can be used in the steel industry.
  • the iron oxide contained in the iron-making dust discharged in the iron-making process can be used again as a raw material for iron-making by reducing it to metal iron according to the present invention.

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Abstract

　性状バラツキの大きい原料や酸化度の高い劣質粉状酸化鉄原料を用いても、既設の回転炉床炉を大規模に改造することなく、安価でかつ容易な仕上げ還元設備の増設のみで、安定して高金属化率の還元鉄を製造する。　本発明製造方法は、酸化鉄含有原料と還元材を混合して塊成化した塊成物を、２段階の還元炉を用いて還元する還元鉄の製造方法であって、（ｉ）第１段階の還元炉として、回転炉床式還元炉を用い、（ii）第２還元炉として、ＣＯガス濃度を所定範囲に富化した還元雰囲気としたロータリーキルン式又はシャフト式の還元炉を適用することにより、効率よく高金属化率の還元鉄を製造することができる。　さらに、 (iii)第１段階の回転炉床式還元炉による第１還元生成物を分級し、低金属化率の粉状品のみを、（iv）ロータリーキルン式還元炉にて還元、造粒することにより、高金属化率で一定の粒径以上の還元鉄を効率よく得ることができる。

Description

還元鉄の製造方法及び製造設備
　本発明は、還元鉄の製造方法及び製造設備に関する。特に、原料性状の変動によらず、安定的に高金属化率の還元鉄を効率良く得ることができる還元鉄の製造方法及び製造設備に関する。
　近年、製銑・製鋼工程で発生する酸化鉄を含むダスト類（高炉ダスト、転炉ダスト等。以下、良質ダスト（類）と言うことがある。）や粉鉄鉱石類等の粉状酸化鉄原料（以下、良質粉状酸化鉄原料ということがある。）を利用して還元鉄を製造する方法が広く用いられている。
　このような還元鉄の製造方法としては、製鉄ダストや鉄鉱石等の粉状酸化鉄原料と炭素質の還元材を混合して塊成化処理を施してペレット又はブリケット状の塊成物とし、この塊成物を、連続的に炉床が移動する回転炉床炉等の還元炉で加熱して還元する手法（例えば、特許文献１）や、粉状酸化鉄原料と炭素質の還元材を混合した後、ロータリーキルンで加熱して還元する手法（例えば、特許文献２）が知られている。
　最近の製鉄所のリサイクル促進やゼロエミッション化志向を受け、製銑・製鋼工程で副生する良質ダストのみならず、溶解炉や電気炉から副生するスラグ成分の含有率の高い溶解炉ダスト・電気炉ダストや、圧延工程で副生する圧延スケール、酸洗・中和工程で副生する酸洗・中和スラッジ等の劣質粉状酸化鉄原料も、還元鉄製造用の原料として用いられてきている。
　一般に、このような劣質粉状酸化鉄原料は、良質ダストと比べても原料酸化度が高いため、還元鉄製造用の原料として用いると、製品還元鉄の金属化率（製品金属化率）を同一レベルに保持するために、加熱・還元工程における負荷が増大する。ここで、原料酸化度（単に「酸化度」ということがある。）は、原料中の鉄含有成分（金属鉄・ウスタイト・マグネタイト・ヘマタイト）が全てヘマタイトになったときに結合し得る理論酸素量に対する、現在実際に鉄と結合している酸素量の質量百分率で定義される指標である。また、製品金属化率は、製品還元鉄中の全鉄分に対する金属鉄の質量百分率で定義される指標である。後工程で還元鉄を仕上げ還元する負荷が低減するため、製品金属化率は高い方が望ましい。
　さらに、このような劣質粉状酸化鉄原料は、成分のバラツキも良質ダストに比べて大きいため、加熱・還元工程における負荷の変動幅も大きくなる。
　即ち、これまで、良質ダスト類や粉鉄鉱石類等の良質粉状酸化鉄原料から還元鉄を製造していた既存の工程において、上記の劣質粉状酸化鉄原料を利用しようとすると、加熱・還元工程における負荷の増大に対応するための、また、原料性状のバラツキに対応するための能力増強対策を講じる必要がある。
特開２００３－２９３０２０号公報 特開２００１－２８０８４９号公報 特開２０００－１６０２１９号公報 特開２０１２－１２６９６３号公報 特開２０１０－２２２６６７号公報 特開昭５９－２５９１０号公報
　回転炉床式還元炉を用いて還元鉄を製造する場合、還元鉄の製造能力、即ち、単位時間あたりに炉内において原料中の酸化鉄が還元される量は、主として、回転炉床の炉床面積と炉温によって決定される。実操業においては、生産効率を最大化するため、炉温は設備制約の範囲内で可能な限り高くして操業するのが一般的である。
　前述のように、最近では、還元鉄製造原料として劣質粉状酸化鉄原料を使用することが推進されており、従来よりも酸化度の高い原料を、既存の回転炉床炉を用いて還元する必要が生じてきている。
　このような劣質粉状酸化鉄原料を使用する場合においては、より高酸化度の原料から、これまでと同じ金属化率で還元鉄を製造することになるため、還元炉内での必要還元量が多くなる。しかし、炉温の今以上の向上は困難であることが多く、また、回転炉床の炉床面積も容易に拡張することが困難である。そこで、還元鉄製造原料の還元炉内での滞留時間を延長して対処しているのが現状である。
　この結果、劣質粉状酸化鉄原料の使用量の増加に伴って、還元鉄の生産性は低下している。さらに、劣質粉状酸化鉄原料は、酸化度が高いだけでなく、同一銘柄内の原料性状のバラツキが大きい。一方、還元鉄製造時における塊成物の回転炉床炉内での滞留時間は、概ね１５～２５分程度と短く、原料性状のバラツキに追従して還元時間を変えることも、実操業上非常に困難である。
　よって、劣質粉状酸化鉄原料を用いて、製品金属化率の要求値を満足しつつ還元鉄を製造する場合には、原料性状のバラツキを考慮し余裕代を持つ操業が必須となる。その結果、バラツキの上限の原料酸化度に応じた操業をせざるを得ず、全体の生産性が低下することになる。
　還元材として炭材を内装した粉状酸化鉄系塊成物の還元反応は、塊成物の気孔内に存在する一酸化炭素が、ヘマタイト、マグネタイト、ウスタイト等の酸化鉄を還元することで進行する。
　この反応系において、還元材として機能する一酸化炭素は、塊成物に内装した炭材中の炭素と気孔内に存在する二酸化炭素が反応して生成する。この一酸化炭素生成反応（ブードワ反応、Ｃ＋ＣＯ2＋ΔＱ＝２ＣＯ）が吸熱反応であるため、還元反応を進行させるためには、反応熱を補償する熱量を塊成物の外部から供給し続ける必要がある。
　ここで、還元鉄製造原料の塊成物は、一般的に、気孔率が３０％以上の多孔質体であり、その見掛けの熱伝導率は、成分平均から予測される値よりも小さくなるため、塊成物内の伝導伝熱は非常に遅い。
　即ち、回転炉床炉内の塊成物の還元反応では、炉内雰囲気から塊成物表面へ輻射伝熱で供給された熱が塊成物内部へ伝わる伝導伝熱過程が、全体を通しての律速段階となっている（例えば、特許文献３及び４、参照）。
　特許文献３には、炭材を内装した鉄鉱石塊成物の内部伝熱速度を向上させるために、炭材や鉱石の性状を規定する手法が開示されている。また、特許文献４には、伝熱を促進させる線状の添加物を混合する手法が開示されている。しかし、いずれの手法においても、還元反応ととともに酸化鉄に結合していた酸素分が離脱していくことによる気孔率の上昇を、本質的に抑制するには至っていない。
　このような還元反応の進行により塊成物の気孔率が増大し、結果として、内部の熱伝導速度が低下するという関係を絶ち切らない限り、回転炉床炉のような輻射加熱を主体とする還元炉を用いて還元反応を促進するためには、炉温を高くし続ける必要があるところ、高い炉温での連続操業では、耐火物の負荷が大きくなり、補修のために、稼働率が低下する懸念がある。
　ここで、高酸化度の劣質粉状酸化鉄原料の使用に伴う既存の回転炉床炉の能力不足を、回転炉床炉本体の延長又は増設で補う場合を考える。
　高酸化度の劣質粉状酸化鉄原料を使用しているとはいえ、回転炉床炉の最終段においては、還元鉄の金属化率は少なくとも６０％程度には達しており、同時に、気孔率も大きくなっている。即ち、回転炉床炉の最終段の時点で、既に、還元鉄の熱伝導率は十分小さくなっており、塊成物への熱供給機構が輻射伝熱しかない回転炉床炉を延長して、還元鉄の仕上げ還元を試みると、設備が非常に大きくなることが容易に予測される。
　また、一つの還元炉を拡張せずに２段階のステップを踏んで還元反応を進める手法として、特許文献５および６に記載されている。
　特許文献５には、流動床反応装置により、ヘマタイト又はゲーサイトを、事前に、還元ガスでマグネタイトまで還元し、その後、得られた半還元生成物に炭素質還元材を添加した混合物にマイクロ波を照射して加熱することで、さらに還元し、金属鉄を得る方法が記載されている。
　この場合、事前還元のための流動床反応装置の設備規模は抑えられるものの、仕上げ還元をマイクロ波照射で行っており、還元に必要なエネルギー及び入射効率を考慮すると、必要な電源設備が過大になることが容易に予測される。
　特許文献６には、還元炉であるロータリーキルンからの排ガスを原料の予熱および予備還元に使用するに際し、排ガス中の一酸化炭素含有量を増加させ、予備還元を加速させる技術が提案されている。これによりロータリーキルンでの還元効率を向上させることを狙ったものである。しかし、この技術はロータリーキルンでの還元を前提としたものであるうえ、ロータリーキルンの排ガス温度は炉内温度に比べて低いことから、この排ガスを用いて成し得る予備還元の効果が、還元炉自体を２段階にするのに比べて小さいことは容易に推測される。また、当時の技術水準では劣質粉状酸化鉄原料の使用は前提とされていないため、この技術をそのまま劣質粉状酸化鉄原料には適用できない。劣質粉状酸化鉄原料を適用するには、還元効率のよい回転炉床式還元炉を使用する方が熱効率、還元効率がよいものの、前述したように原料塊成物内部への熱伝導性の悪化という問題が残る。
　本発明は、以上の還元鉄製造技術の現状及び課題に鑑み、性状バラツキの大きい原料や酸化度の高い劣質粉状酸化鉄原料を用いても、既設の回転炉床炉を大規模に改造することなく、安価でかつ容易な仕上げ還元設備の増設のみで、安定して高金属化率の還元鉄を製造することを課題とし、該課題を解決する還元鉄の製造方法及び製造設備を提供することを目的とする。
　本発明者らは、上記課題を解決する手法について鋭意検討した。その結果、以下の知見を得た。
（ａ）まず、粉状酸化鉄含有原料と炭素質の還元材を混合して塊成化処理を施した塊成物（以下、本明細書において原料塊成物という。）の還元で、還元反応の進行とともに気孔率が増大して塊成物表面から内部への伝導伝熱が還元反応の律速過程となる問題は、還元工程を２段階に分けることで解決できることを見出した。第１段階の還元（以下、第１還元といい、このときの還元炉を第１還元炉という。）で原料塊成物中の酸化鉄の大部分を還元される。その場合、得られた還元生成物（第１還元で得られる還元生成物を第１還元生成物という。）は高気孔率化しているため、そのままでは伝熱性が悪い。そのため高気孔率化していることを還元反応の促進に活用することのできる方法で第２段階の還元を行なえば、安定して且つ高効率で高金属化率の還元鉄を製造することができることを見出した。
（ｂ）第１還元には、原料塊成物の気孔率も低く伝熱性もよいため回転炉床式還元炉（ＲＨＦ）を適用し、第２段階の還元（以下、第２還元といい、このときの還元炉を第２還元炉という。）には、第１還元生成物が高気孔率となって気孔を通じて炉内還元ガスを内部へ拡散させ易くなり還元性を高められているため、ロータリーキルンやシャフト炉を適用することで、高熱効率で、高金属化率の還元鉄を製造できることを見出した。
　また第２還元においては、還元性ガスが第１還元生成物の気孔から内部に浸透し酸化鉄を還元する。そのため、第２還元においては一定の濃度の還元性ガスが必要になる。そこで発明者らは、第２還元における還元雰囲気中のＣＯガスの濃度を１０体積％以上８５体積％以下にすることにより、効率よく第１還元生成物を還元することができることを見出した。
（ｃ）第１還元生成物は、低金属化率の還元鉄も含んでいる。通常、低金属化率の還元鉄は強度が低く、第１還元炉からの排出時に粉化する。第２還元炉で、高金属化率が得られるとしても、粉化の結果、還元鉄の粒径は小さくなるので、後工程でのハンドリング時、発塵・再酸化の懸念がある。一方、金属化率の高い還元鉄は強度が高いため粉化しにくい。そのため、第１還元生成物のうち粉化したものだけをロータリーキルンを適用した第２還元炉にて還元すれば、還元反応を促進しつつ、造粒した還元鉄を製造できることを見出した。
　但し、あまり粉化したものが多過ぎても第２還元の進行が妨げられる。発明者らは、第２還元炉としてロータリーキルン式還元炉を適用した場合には、粒径３ｍｍ未満の還元生成物を７５％以下含有する還元生成物であれば、ロータリーキルン式還元炉で第２還元が十分に進行することを確認した。
（ｄ）さらに、第２還元炉としてロータリーキルンを適用する場合、粒径の小さい低金属化率の還元鉄の還元を促進するため炉温を上げると、炉内にキルンリングという付着物が生成する。このキルンリングが生成すると、操業の継続が困難になる場合があることが分かった。そのため、ロータリーキルンの炉内温度を１１００℃より高く、かつ、１２００℃以下に制御すれば、還元反応を促進しつつ、キルンリングを生成することなく還元鉄を粒状化することができることを見出した。
　本発明は上記知見に基づいてなされたもので、その要旨は次のとおりである。
　（１）
　酸化鉄含有原料と還元材を混合して塊成化した塊成物を、連続した２段階の還元処理をする還元鉄の製造方法であって、
　（ｉ）第１の還元処理に回転炉床式還元炉を適用し、次いで、
　（ii）第２の還元処理にロータリーキルン式又はシャフト式の還元炉を適用し、該第２の還元処理において、還元雰囲気中のＣＯガスの濃度が１０体積％以上８５体積％以下であることを特徴とする還元鉄の製造方法。
　（２）
　前記第１の還元処理にて生成する還元生成物である第１還元生成物の金属化率が６５質量％以上９０質量％以下であることを特徴とする（１）に記載の還元鉄の製造方法。
　（３）
　前記第２の還元処理にロータリーキルン式還元炉を適用して前記第１還元生成物を処理する場合において、該ロータリーキルン式還元炉内の雰囲気温度が１１００℃超、１２００℃以下であることを特徴とする（１）または（２）に記載の還元鉄の製造方法。
　（４）
　前記第１還元処理にて生成する第１還元生成物を、分級篩下の還元生成物が粒径３ｍｍ未満の還元生成物を７５％以下だけ含有するものとなるように分級し、ロータリーキルン式還元炉を適用して前記分級篩下の還元生成物を前記第２の還元処理を行って得られた第２還元生成物と、前記分級で篩上となった第１還元生成物を混合することを特徴とする前記（１）～（３）のいずれか１項に記載の還元鉄の製造方法。
　（５）
　前記酸化鉄含有原料が、少なくとも溶解炉ダスト、電気炉ダスト、圧延スケール、酸洗・中和スラッジのいずれかを含むものであ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）
　酸化鉄含有原料と還元材を混合して塊成化した原料塊成物を連続した２つの還元炉を用いて還元する還元鉄の製造設備であって、
　（ａ）前記原料塊成物を還元する、第１の還元炉として回転炉床式還元炉を、
　（ｂ）前記第１の還元炉で生成される還元生成物である第１還元生成物をさらに還元する、第２の還元炉としてロータリーキルン式又はシャフト式の還元炉を備えることを特徴とする還元鉄の製造設備。
　（７）
　さらに前記第１還元生成物を分級する分級設備を備え、前記分級設備で篩下となった第１還元生成物を、ロータリーキルン式還元炉を適用した前記第２の還元炉に装入し、前記第２の還元炉で生成した第２還元生成物と、前記分級設備で篩上となった第１還元生成物を混合する設備を備えることを特徴する前記（６）に記載の還元鉄の製造設備。
　本発明によれば、設備規模の大きい回転炉床式還元炉を用いることなく、かつ、反応速度を上げるために炉温を高くすることなく、劣質粉状酸化鉄原料から、容易に、高金属化率の還元鉄を製造することができる。その結果、大型の回転炉床式還元炉のための設備投資を回避することができる。
本発明の一態様を示す概念図である。 実施例１の実験結果を示す図である。 実施例２の実験結果を示す図である。 第１還元生成物を分級する場合の一態様を示す概念図である。 実施例５の実験結果を示す図である。 篩下分級比率（質量％）と最終製品金属化率（％）の関係を示す図である。
　本発明の還元鉄の製造方法（以下「本発明製造方法」ということがある。）は、酸化鉄含有原料と還元材を混合して塊成化した塊成物を、２段階の還元炉を用いて還元する還元鉄の製造方法であって、
　（ｉ）第１の還元炉として、回転炉床式還元炉を用い、次いで、
　（ii）第２の還元炉として、ロータリーキルン式又はシャフト式の還元炉を用い、該第２の還元処理において、還元雰囲気中のＣＯガスの濃度が１０体積％以上８５体積％以下とする
ことを特徴とする。
　本発明の還元鉄の製造設備（以下「本発明製造設備」ということがある。）は、酸化鉄含有原料と還元材を混合して塊成化した塊成物を、２段階の還元炉を用いて還元する還元鉄の製造設備であって、
　（ａ）前記塊成物を受け入れ、還元する、第１段階の回転炉床式還元炉と、
　（ｂ）該回転炉床式還元炉の後段に設置され、該回転炉床式還元炉から排出される還元鉄を受け入れ、該還元鉄をさらに還元する、第２段階のロータリーキルン式又はシャフト式の還元炉を備える
ことを特徴とする。
　以下、本発明（本発明製造方法及び本発明製造設備を合わせて「本発明」ということがある。）について説明する。
　第１の還元炉から排出される還元生成物を第１還元生成物と定義し、第２の還元炉から排出される還元生成物を第２還元生成物と定義する。また、第２の還元炉の内部で、第１還元生成物から第２還元生成物を得る反応を仕上げ還元反応という。
　図１に、２段階の還元炉を用いて還元鉄を製造する本発明の一態様を示す。酸化鉄含有原料と還元材（炭素質還元材）を粉砕し混練して塊成化処理を施し原料塊成物とする。原料塊成物を乾燥した後、第１段階の回転炉床式還元炉に装入し、加熱し還元して第１還元生成物を製造する。次いで、第１還元生成物を第２段階のロータリーキルン式又はシャフト式の還元炉に装入し、加熱し還元して第２還元生成物を製造する。
　本発明においては、劣質粉状酸化鉄原料の使用による還元前原料の高酸化度化によって低下する第１還元生成物の金属化率を所定の値にまで高めるため、回転炉床式還元炉で還元された第１還元生成物を追加で加熱し還元する、比較的炉温が低いロータリーキルン式又はシャフト式の還元炉を増設する。さらに、ロータリーキルン式又はシャフト式の還元炉の内部で還元鉄の仕上げ還元反応を促進するため、炉内雰囲気中の一酸化炭素等の還元性ガスを高濃度に保持する。
　通常、炭材を内装した酸化鉄塊成物の回転炉床式還元炉での還元反応においては、内装した炭素分を起源とする還元ガスが塊成物の内部から供給されるので、還元反応に及ぼす塊成物の外部の雰囲気の影響は無視できる程度に小さい。即ち、塊成物内部から発生するガスの圧力が雰囲気圧力よりも高いため、雰囲気側から塊成物の内部へのガスの侵入は生じ難い。
　しかし、回転炉床式還元炉である第１還元炉から排出される第１還元生成物は、既に、金属化率が少なくとも６０％程度には達しており、それに応じて気孔率も高くなっていると推定される。そこで、本発明者らは、回転炉床式還元炉による第１還元生成物の仕上げ還元を行おうとする場合、第２還元炉においては、炉内雰囲気ガスが気孔を通じて塊成物の内部へ拡散し易い状況にあり、還元反応を効率よく進めることができると考えた。
　即ち、第１還元生成物の仕上げ還元を行う第２還元炉の内部の還元性ガスの濃度を高めれば、還元性ガスが、第１還元生成物の内部へ拡散し酸化鉄を還元できると考えた。
　本発明においては、炭材内装酸化鉄塊成物の還元に効果的な還元性ガスの代表例はＣＯ（一酸化炭素）ガスである。通常操業時の回転炉床式還元炉内のＣＯガスの濃度は１０体積％未満であることから、第２還元炉の内部におけるＣＯガスの濃度は１０体積％以上とすることが望ましい。また、本発明者らの検討の結果、ＣＯガス濃度を高くしすぎても、還元反応の促進効果は飽和することから、ＣＯガス濃度の上限は８５％とした（図３）。
　第２還元炉内部における還元性ガス濃度を高める方法は、外部から還元性ガスを流し込む方法もよいし、炉温を保持するために炉内で燃焼させるバーナーの燃焼空気比を１未満とし不完全燃焼させる方法でもよい。また、第１還元生成物とは別に石炭系の炭材を同時に添加し、炉内で分解させて還元性ガスを発生させる方法でもよい。
　本発明によれば、第２還元炉の内部における酸化鉄の還元反応に必要な還元性ガスを塊成物の外部から、直接、第１還元生成物の内部に供給するので、必ずしも、塊成物の内部でブードワ反応を起こす必要がなく、ブードワ反応に必要な熱量を塊成物へ供給する必要がない。つまり、高気孔率の第１還元生成物の仕上げ還元において、伝熱律速を回避することができ、比較的低い炉温でも還元反応を進めることができる。
　さらに、第２還元炉としてロータリーキルン式又はシャフト式の還元炉を用いることで、塊成物を静置して還元する回転炉床式還元炉では期待できない、雰囲気ガスと第１還元生成物の強い相互作用を得ることができる。
　即ち、ロータリーキルン式還元炉の場合は、缶体の回転による第１還元生成物の撹拌により、また、シャフト式還元炉の場合は、炉内へのガスの押し込みによるガス流れと第１還元生成物の接触により、第１還元生成物の気孔内部へ還元性ガスの拡散・侵入を促進することができる。
　以上のとおり、本発明においては、第１還元生成物が高気孔率であることを、第２還元炉における還元反応の促進のために有効に活用している。
　第１還元で還元反応がある程度進行していないと、第１還元生成物の気孔率が十分大きくならず、気孔内部からのガスの発生圧力が雰囲気圧力より大きいため、第２還元において、還元ガスが気孔の内部へ拡散・侵入できず還元反応が進行しない。
　本発明者らの検討の結果、第１還元生成物の金属化率の望ましい下限を６５％とした。金属化率が６５％以上確保されれば、十分な高気孔率となり、第２還元で還元反応が進行することを確認した（図２）。
　また、第１還元炉における還元時間を十分長くとった場合、第１還元生成物の金属化率は第２還元生成物の目標金属化率に近づく。一般的に、市場で流通している還元鉄の金属化率は９０％程度である。つまり、第１還元炉で還元処理を完了した時点で、還元鉄の金属化率が９０％あれば、第２還元炉で仕上げ還元する必要はない。
　以上のことから、第１還元が完了した後の第１還元生成物の金属化率は６５％以上９０％以下であることが望ましい。
　また、第２還元炉としてロータリーキルン式の還元炉を用いる場合、第１還元生成物がロータリーキルン還元炉内で混合撹拌されながら粒状化（粒径の増大）を促進することができる。
　高気孔率の第１還元生成物の仕上げ還元においては、伝熱律速を回避することができ、比較的低い温度でも還元反応を促進することができるが、第２段階のロータリーキルン式還元炉の炉温が１１００℃以下であると、仕上げ還元反応性が低下するので、炉温は１１００℃超が好ましい。
　しかし、第２段階のロータリーキルン式還元炉の炉温が１２００℃を超えると、キルンリングが顕著に生成するので、炉温は１２００℃以下が好ましい。
　酸化鉄含有原料には、例えば溶解炉ダスト、電気炉ダスト、圧延スケール、酸洗・中和スラッジなどの劣質粉状酸化鉄原料を適用することができる。
　次に、第１還元生成物を分級し、その篩下品を第２還元炉に投入する態様について説明する。第１還元生成物は、塊成物内部の還元反応の進行で、金属化率が少なくとも６０％程度に達していて、それに応じて、第１還元生成物の気孔率が高くなっている。
　本発明者らはこのことを踏まえ、第１還元生成物の金属化率が小さくて、気孔率が高くなっているものを積極的に第２の還元炉に投入し、さらに還元すれば効率よく金属化率の高い還元鉄が得られることを見出した。また、本発明者らは、第２還元炉がロータリーキルン式還元炉であれば、雰囲気ガスが気孔から第１還元生成物内部へ浸透し易く仕上げ還元が進行することを見出した。さらに、還元処理の進行過程で粉状の第１還元生成物が粒状化（粒径が増大）し、最終的に、金属化率が高くかつ粒径が大きい還元鉄を得ることができることを見出した。
　第１還元生成物の性状（成分組成、粒度分布等）は、通常の操業条件で得られる性状であればよく、特定の性状に限定されない。しかし、粒径３ｍｍ未満の粉状の還元生成物が７５質量％を超えると、第２段階のロータリーキルン式還元炉内において伝熱律速となり、仕上げ還元を促進する雰囲気制御の効果を充分に得られない。
　それ故、第１還元生成物は、粒径３ｍｍ未満のものを７５質量％以下にすることが好ましい。
　さらに、第１還元生成物中の細粒部分は還元反応が進んでおらず、金属化率が低く、かつ、残留カーボンが多くなっている。逆に、第１還元生成物中の粗粒部分は、還元反応が十分に進行し、高金属化率でかつ残留カーボンが少なくなっていることが判明した。
　これは、原料塊成物を、第１段階の回転炉床式還元炉に装入する際、衝撃等により、原料塊成物が粉化すると、この粉化した原料は周囲の塊成物に熱が遮られ、還元反応が進行しないためであると考えられる。
　そこで、本発明者らは、第１還元生成物を分級し、篩下の低金属化率の細粒成分（粉化物）のみを、第２段階のロータリーキルン式還元炉で仕上げ還元するとともに、造粒することを発想した。
　図４に、２段階の還元炉を用いて還元鉄を製造する一例を示す。第１段階の回転炉床式還元炉で第１還元生成物を製造するところまでは、図１に示す製造態様と同じである。しかし、図４に示す製造態様では、第１還元生成物を分級し、篩下品（低金属化率の粉化物）のみを第２段階のロータリーキルン式還元炉に装入し、加熱・還元して第２還元生成物を得る。
　図４に示す還元鉄の製造を実施する製造設備は、
　（ａ）粉状酸化鉄原料と炭素質還元材を混合して塊成化した原料塊成物を加熱・還元する、第１段階の回転炉床式還元炉、
　（ｂ）上記回転炉床式還元炉の後段に設置され、第１段階の回転炉床式還元炉から排出される還元生成物（第一還元生成物）を分級する分級設備、及び、
　（ｃ）上記篩下の還元生成物のみを加熱・還元する、第２段階のロータリーキルン式還元炉
を備えることを特徴とする。
　分級設備は、回転炉床式還元炉から排出された温度が７００～１１００℃程度の還元生成物を分級する設備であるので、耐熱性を必要とする。例えば、固定式の篩（グリズリgrizzly）や、水冷式のローラースクリーンが好ましい。ローラースクリーンは、軸間距離を変更することにより、分級粒径を調製することができるので、分級設備として好ましい。
　篩上品（粗粒物）は高金属化率なので、仕上げ還元せずにバイパスさせ、後段で、篩下部分を仕上げ還元した第２還元生成物と合流させて製品還元鉄とする。図４に示す製造態様によれば、第２段階のロータリーキルン式還元炉での処理量を減らすことができ、ロータリーキルン式還元炉本体の小型化に加え、該還元炉の排ガス処理設備及び加熱用バーナ等の付帯設備の小型化も図ることができ、設備投資の低減につなげることができる。
　第１還元生成物を分級するときの分級基準粒径を細粒側に設定すれば、第２段階のロータリーキルン式還元炉での処理量が減少するので、該還元炉の規模を小さくできる。しかし、一方で、ロータリーキルン式還元炉で処理する篩下品（粉化物）の３ｍｍ以下品の質量比率（以下、「３ｍｍ以下比率」という。）が増加し、ロータリーキルン式還元炉内での還元反応速度が低下する。図５に示すように、３ｍｍ以下比率が７５％を超えると、仕上げ還元が進行しない。
　図６に、篩下分級比率（分級に供する生成物のうち、篩下品になる生成物の比率（質量％））と最終製品金属化率（％）の関係を示す。図６から、篩下分級比率が５０％以上あれば、最終製品の金属化率が８０％以上確保できることが分かる。
　次に、本発明の実施例について説明するが、実施例での条件は、本発明の実施可能性及び効果を確認するために採用した一条件例であり、本発明は、この一条件例に限定されるものではない。本発明は、本発明の要旨を逸脱せず、本発明の目的を達成する限りにおいて、種々の条件を採用し得るものである。
［実施例１］
　第１還元炉と第２還元炉における最適な負荷配分を確認するため、劣質粉状酸化鉄原料である溶解炉ダストに電気炉ダストを混合した酸化鉄含有原料と石炭を混合して塊成化した実験用塊成物（以下「タブレット」という。）の還元実験を実施した。
　準備したタブレットの成分は、いずれも質量百分率で、金属Ｆｅ＝１％、ＦｅＯ＝３５％、Ｆｅ2Ｏ3＝３４％、Ｃ＝１５％であった。
　実験用還元炉を２基（Ａ炉とＢ炉）準備した。Ａ炉は、炉内ガス組成をＮ2：１００％、炉温を１２５０℃に保持した実験用電気炉であり、Ｂ炉は、炉内ガス組成を（ＣＯ：４０％＋Ｎ2：６０％）、炉温を１１５０℃に保持した実験用電気炉である。Ｂ炉は、炉内雰囲気がＡ炉より強還元雰囲気であるが、炉温が１００℃低くなっている。実験条件を表１に示す。
　いずれの水準においても、まず、タブレットを所定の時間だけＡ炉の炉内に静置して反応させた。Ａ炉内は、炉温が１２５０℃と十分に高く、タブレット中には炭材も内装されているため、炉内雰囲気から輻射でタブレット表面に伝わった熱がタブレット内部へ伝導し炭材がガス化してＣＯガスが発生し、還元反応が進行する。ここまでの還元反応を第１段階と称し、これ以降の還元反応を第２段階と称する。
　第２段階において、第１段階での還元反応を終えたタブレットのうちの一部は、引き続き、同一炉温・同一雰囲気のＡ炉内で還元反応を継続させた（水準１、３、５）。残りのタブレットについては、第１還元反応終了後、Ｂ炉の炉内へ素早く移動させ、Ｂ炉で還元反応を継続させた（水準２、４、６）。
　Ｂ炉の炉内の雰囲気は、（ＣＯ：４０％＋Ｎ2：６０％）の強還元雰囲気に保持されており、Ａ炉の炉内においてよりも速くタブレットの還元反応が進行することが期待されるため、Ｂ炉においては、炉温を低めに設定したり、Ａ炉で引き続き還元させたタブレットよりも、合計の反応時間が短くなるように反応時間を短めに設定したりした。
　表２に、表１に示す第１段階、及び、第２還元反応の終了後のタブレットの金属化率の分析結果を示す。
　まず、水準３と水準４に着目する。水準３は、Ｎ2：１００％、１２５０℃のＡ炉で１５分間反応させたものである。これに対し、水準４は、Ａ炉で、まず１０分間反応させたのち、炉温１１５０℃、強還元雰囲気（ＣＯ：４０％）のＢ炉の炉内で２．５分間、合計１２．５分間反応させたものである。
　水準４では、水準３より合計の反応時間が２．５分短く、かつ、第２還元炉の炉温が１００℃低いにもかかわらず、第２還元の終了後の最終金属化率が水準３と同じ値を維持できている。即ち、還元反応の途中で、炉内を強還元雰囲気に切り替えることで、タブレットの反応速度が大幅に向上していることを示している。
　これに対し、水準５と水準６では、第１還元時間を、水準３と水準４より２．５分延長して同様の実験を行った。この場合、合計反応時間を短くし、かつ、第２還元炉の炉温を１１５０℃に下げた水準６のほうが、金属化率が高くなっている。
　これは、第１段階終了時点での金属化率が、水準３と水準４に比べて高く、タブレットの気孔率が大きくなっていて、第２還元反応時に、雰囲気ガスがタブレットの気孔内に拡散し易く、より還元反応が進み易くなったためと考えられる。
　水準１と水準２では、第１還元時間を５分とし、その後、そのまま、Ａ炉で５分間継続して還元した製品（水準１）と、第２段階は強還元雰囲気のＢ炉で、１１５０℃、２．５分間還元した製品（水準２）の金属化率を比較した。
　この場合、水準３～６とは異なり、第２還元生成物の金属化率は、Ａ炉で継続還元した水準１のほうが、Ｂ炉で第２還元を施した水準２よりも高くなっている。これは、第１還元終了時点での金属化率が４０％と低く、第２段階において、炉内の還元性ガスが第１還元生成物内に拡散し得る十分な気孔が生成していないためと推定される。
　水準７では、第１段階のＡ炉での還元時間を２０分と長くした。この場合、第１還元が終了した時点で、第１還元生成物の金属化率が９０％に達している。したがって、この場合、わざわざ設備を追加して第２還元を施す必要がなく、第１段階の還元のみで十分である。
　図２に、Ａ炉での第１還元で得られた第１還元生成物を、さらに、（１）Ａ炉で５分間継続還元した場合（水準１、３、５、７、図中○）と、（２）Ｂ炉で２．５分間還元した場合（水準２、４、６、図中□）における、Ａ炉又はＢ炉での第２段階での還元終了後の第２還元生成物の金属化率（％）と、Ａ炉での第１還元終了後の第１還元生成物の金属化率（％）の関係を示す。
　上記実験結果から、最終的な金属化率を向上させるためには、第１段階終了時点での第１還元生成物の金属化率がある値以上になっていることが必要であることが分かる。また、第１段階終了時点での金属化率が９０％に達した還元鉄はそのまま製品として使用できる。
［実施例２］
　次に、第２還元炉において炉内雰囲気が金属化率に与える影響を評価する実験を行った。本実験においても実験用還元炉を２基（Ａ炉とＢ炉）使用した。Ａ炉は、炉内ガス組成をＮ2：１００％、炉温を１２５０℃に保持した実験用電気炉であり、Ｂ炉は、炉内を還元雰囲気に制御できる炉で、炉温を１１５０℃に保持した実験用電気炉である。用いたタブレットは実施例１と同じものである。
　本実験では、すべての水準で、第１段階で、Ａ炉内で１０分間反応させたタブレットを、素早く、Ｂ炉内へ移動させ、Ｂ炉内で、第２還元反応を行った。各水準で、Ｂ炉内のＣＯ濃度を４０％，７０％，８５％，９０％と変化させ、タブレットの金属化率に及ぼす影響を評価した。各実験条件を表３に示す。このうち、第２段階のＢ炉内のＣＯ濃度が４０％の水準４は、実施例１の水準４と同じものである。
　表４に実験結果を示す。水準４ａ、４ｂと水準４を比較することでＢ炉内のＣＯ濃度を向上させると、第２段階終了後の金属化率も向上していくことが分かる。しかし、さらにＣＯ濃度を上昇させて９０％とした水準４ｃの金属化率は、ＣＯ：８５％の水準４ｂと同じ値となっている。
　図３に、水準４、４ａ、４ｂ、４ｃの第２還元終了後の第２還元生成物の金属化率（％）と、第２還元炉（Ｂ炉）内のＣＯ濃度（％）の関係を示す。
　図３から、第２還元炉内のＣＯ濃度を増加させることで、金属化率も増加していくものの、ＣＯ濃度が８５％を超えて強還元雰囲気にしても、金属化率に及ぼす効果はほとんどないことが分かる。
［実施例３］
　実験用還元炉を２基（Ａ炉とＢ炉）準備した。ここでのＡ炉は、炉内ガス組成をＮ2：１００％、炉温を１２５０℃に保持した回転炉床式還元炉であり、Ｂ炉は、炉内ガス組成を（ＣＯ：３０％＋Ｎ2：７０％）、炉温を１１５０℃に保持したφ１２０×１２００ｍｍＨの小型実験用シャフト炉である。Ｂ炉は、炉内雰囲気がＡ炉より強還元雰囲気であるが、炉温が１００℃低くなっている。
　溶解炉ダスト（劣質粉状酸化鉄原料）と石炭を混合して塊成化した原料塊成物（質量％で、金属Ｆｅ：１％、ＦｅＯ：３８％、Ｆｅ2Ｏ3：３１％、Ｃ：１４％）をまずＡ炉（第１段階）で還元して第１還元生成物を製造した。この第１還元生成物をＢ炉に投入して、第１還元生成物の仕上げ還元（第２還元）を実施した。
　仕上げ還元条件は次の通りである。
　・シャフト炉：内径１２０×高さ１２００ｍｍ
　・炉温：１１５０℃
　・炉内雰囲気：ＣＯ　３０％＋Ｎ2　７０％
　実験条件を表５に示す。
　いずれの水準においても、まず、第１段階の還元として、タブレットを所定の時間だけＡ炉の炉内で反応させた。
　続いて、第２段階において、第１段階での還元反応を終えたタブレットのうちの一部は、引き続き、同一炉温・同一雰囲気のＡ炉内で還元反応を継続させた（水準１、３、５）。残りのタブレットについては、第１還元反応終了後、Ｂ炉の炉内へ素早く移動させ、Ｂ炉で還元反応を継続させた（水準２、４、６）。
　Ｂ炉の炉内の雰囲気は、（ＣＯ：３０％＋Ｎ2：７０％）の強還元雰囲気に保持されており、Ａ炉の炉内においてよりも速くタブレットの還元反応が進行することが期待されるため、Ｂ炉においては、炉温を低めに設定したり、Ａ炉で引き続き還元させたタブレットよりも、合計の反応時間が短くなるように反応時間を短めに設定したりした。
　表６に、表５に示す第１段階、及び、第２還元反応の終了後のタブレットの金属化率の分析結果を示す。
　まず、水準３と水準４に着目する。水準３は、Ｎ2：１００％、１２５０℃のＡ炉で１５分間反応させたものである。これに対し、水準４は、Ａ炉で、まず１０分間反応させたのち、炉温１１５０℃、強還元雰囲気（ＣＯ：３０％）のＢ炉の炉内で２．５分間、合計１２．５分間反応させたものである。
　水準４では、水準３より合計の反応時間が２．５分短く、かつ、第２還元炉の炉温が１００℃低いにもかかわらず、第２還元の終了後の最終金属化率が水準３と同じ値を維持できている。即ち、還元反応の途中で、炉内を強還元雰囲気に切り替えることで、タブレットの反応速度が大幅に向上していることを示している。
　これに対し、水準５と水準６では、第１還元時間を、水準３と水準４より２．５分延長して同様の実験を行った。この場合、合計反応時間を短くし、かつ、第２還元炉の炉温を１１５０℃に下げた水準６のほうが、金属化率が高くなっている。
　これは、第１段階終了時点での金属化率が、水準３と水準４に比べて高く、タブレットの気孔率が大きくなっていて、第２還元反応時に、雰囲気ガスがタブレットの気孔内に拡散し易く、より還元反応が進み易くなったためと考えられる。
　水準１と水準２では、第１還元時間を５分とし、その後、そのまま、Ａ炉で５分間継続して還元した製品（水準１）と、第２段階は強還元雰囲気のＢ炉で、１１５０℃、２．５分間還元した製品（水準２）の金属化率を比較した。
　この場合、水準３～６とは異なり、第２還元生成物の金属化率は、Ａ炉で継続還元した水準１のほうが、Ｂ炉で第２還元を施した水準２よりも高くなっている。これは、第１還元終了時点での金属化率が４５％と低く、第２段階において、炉内の還元性ガスが第１還元生成物内に拡散し得る十分な気孔が生成していないためと推定される。
　水準７では、第１段階のＡ炉での還元時間を２０分と長くした。この場合、第１還元が終了した時点で、第１還元生成物の金属化率が９１％に達している。したがって、この場合、わざわざ設備を追加して第２還元を施す必要がなく、第１段階の回転炉床式還元炉による還元のみで十分である。
［実施例４］
　溶解炉ダスト（劣質粉状酸化鉄原料）と石炭を混合して塊成化した原料塊成物（質量％で、金属Ｆｅ：１％、ＦｅＯ：３８％、Ｆｅ2Ｏ3：３１％、Ｃ：１４％）を炉温１２５０℃の回転炉床式還元炉（第１段階）で還元して第１還元生成物を製造した。この第１還元生成物を、φ３００×３４００ｍｍＬの小型ロータリーキルンに投入して、第１還元生成物の仕上げ還元（第２還元）を実施した。
　仕上げ還元条件は次の通りである。
　・ロータリーキルン：内径３００×長さ３４００ｍｍ
　・ロータリーキルンの回転数：３．２ｒｐｍ
　・第１還元生成物投入量：１２０ｋｇ／ｈ
　・第１還元生成物滞留時間：２０分
　・バーナ燃料：ＬＰＧ
　・燃焼空気比：０．７（炉内ＣＯ濃度：２０体積％）
　炉温および仕上げ還元の結果を表７に示す。
　水準５-１では、ロータリーキルン（第２段階）の炉温を１２００℃として仕上げ還元を実施した。その結果、金属化率は＋７％、粒径≧８ｍｍの還元鉄の比率は＋２４％、粒径＜３ｍｍの還元鉄の比率は－１８％となっており、第２段階のロータリーキルンでの還元において、還元反応と造粒がともに進行していることが分かる。なお、第２段階の還元反応の継続に伴ってロータリーキルン炉内にキルンリングは生成したが、その成長は遅く、操業中に定期的に除去することで操業の継続が可能であり、影響は軽微であった。
　水準５-２では、ロータリーキルン（第２段階）の炉温を１２５０℃として仕上げ還元を実施したが、炉内にキルンリングが生成しかつ急速に成長してキルン炉内を閉塞させたため、操業の継続が困難となった。
　水準５-３では、ロータリーキルン（第２段階）の炉温を１１００℃として仕上げ還元を実施したが、金属化率は－３％、粒径８ｍｍ以上の還元鉄の比率は＋９％、粒径３ｍｍ未満の還元鉄の比率は＋１％となり、還元反応及び造粒がともに進行しなかったことが分かる。
　水準５-４では、ロータリーキルン（第２段階）の炉温を１１３０℃として仕上げ還元を実施した。金属化率は＋５％、粒径≧８ｍｍの還元鉄の比率は＋１９％、粒径＜３ｍｍの還元鉄の比率は－１３％となっており、第２段階のロータリーキルンでの還元において、還元反応と造粒がともに進行していることが分かる。また、ロータリーキルン炉内でのキルンリングの生成も観察されなかった。
　水準５-５では、ロータリーキルン（第２段階）の炉温を１１７０℃として仕上げ還元を実施した。金属化率は＋６％、粒径≧８ｍｍの還元鉄の比率は＋２２％、粒径＜３ｍｍの還元鉄の比率は－１５％となっており、第２段階のロータリーキルンでの還元において、還元反応と造粒がともに進行していることが分かる。また、ロータリーキルン炉内でのキルンリングの生成も観察されなかった。
［実施例５］
　溶解炉ダスト（劣質粉状酸化鉄原料）と石炭を混合して塊成化した塊成物（質量％で、金属Ｆｅ：１％、ＦｅＯ：３８％、Ｆｅ2Ｏ3：３１％、Ｃ：１４％）を、炉温１２５０℃の回転炉床式還元炉（第１段階）で還元した後、適切な分級処理を施し、粒径３ｍｍ未満の比率が、２９質量％、３８質量％、６５質量％、及び、９０質量％の第１還元生成物を製造した。これら第１還元生成物を、小型ロータリーキルンに装入して仕上げ還元（第２段階）を実施した。該キルンの炉温は１１５０℃とした。
　仕上げ還元条件は次の通りである。
　・ロータリーキルン：内径３００×長さ３４００ｍｍ
　・ロータリーキルンの回転数：３．２ｒｐｍ
　・第１還元生成物投入量：１２０ｋｇ／ｈ
　・第１還元生成物滞留時間：２０分
　・バーナ燃料：ＬＰＧ
　・燃焼空気比：０．７（炉内ＣＯ濃度：２０体積％）
　実験条件と結果を表８及び図５に示す。
　図５に、表８の結果を、第１還元生成物の３ｍｍ未満比率（質量％）を横軸に、ロータリーキルン（第２還元炉）での加熱・還元処理における金属化率の変化代（Δ％）を縦軸にして示す。図５より、第１還元生成物の３ｍｍ未満比率が７５質量％を超えると、ロータリーキルン炉内での還元反応が進行しなくなることが分かる。
［実施例６］
　溶解炉ダスト（劣質粉状酸化鉄原料）と石炭を混合して塊成化した塊成物（質量％で、金属Ｆｅ：１％、ＦｅＯ：３８％、Ｆｅ2Ｏ3：３１％、Ｃ：１４％）を、炉温１２５０℃の回転炉床式還元炉（第１段階）で還元した後、予めある基準粒径で分級し、篩下品のみを小型ロータリーキルン（第２段階）に装入して仕上げ還元（第２段階）を実施した。
　仕上げ還元条件は次の通りである。
　・ロータリーキルン：内径３００×長さ３４００ｍｍ
　・ロータリーキルンの回転数：３．２ｒｐｍ
　・ロータリーキルンの炉温：１１５０℃
　・バーナ燃料：ＬＰＧ
　・燃焼空気比：０．７（炉内ＣＯ濃度：２０体積％）
　実験条件と結果を表９及び図６に示す。
　水準７-１では、第１還元生成物を事前分級することなく、全量をロータリーキルンで還元した場合の結果である。この場合、第１段階の回転炉床式還元炉での処理量全量（１００％、２０．０ｔ／ｈ）がロータリーキルンで仕上げ還元される。その結果、ロータリーキルンでの処理後の第２還元生成物（水準７－１では、これが製品還元鉄になる）の金属化率と第１還元生成物の金属化率の差分（以下、Δ金属化率という。）は、７．９％となった。
　水準７-２では、回転炉床式還元炉から排出された第１還元生成物を、基準径１６ｍｍで分級し、篩下部分のみをロータリーキルンで仕上げ還元し、篩上部分はバイパスさせ、最終的に両者を混合して製品還元鉄とした。
　第１還元生成物全処理量に対し、篩下品の質量割合は６３％となり、全量を処理する場合と比較して、第２段階のロータリーキルン式還元炉の設備スペックを約６割に小型化できることを示している。最終的なΔ金属化率は７．６％となり、水準７-１のΔ金属化率７．９％と比較して遜色のない還元率の上昇代となっている。
　水準７-３では、分級基準径を１２ｍｍとし、水準７-２と同様に、篩下品をロータリーキルンで仕上げ還元し、バイパス処理した篩上品と混合させて、製品還元鉄とした。この場合、第１還元生成物全処理量に対し、篩下品の質量割合は４８％であり、ロータリーキルンのスペックを約半分に小型化できることが分かる。最終的なΔ金属化率も７．３％であり、水準７-１、水準７-２と比較して、同レベルの仕上げ還元代を維持できている。
　水準７-４では、分級基準径を４ｍｍまで低下させた。このとき、第１還元生成物全処理量に対し、篩下部分の質量割合はわずか１６％となり、全量を処理する場合と比較して、ロータリーキルンの規模を大幅に小さくできると推測できる。
　しかし、この場合、Δ金属化率は２．２％となり、事前分級処理を施さない水準７-１と比べると、最終的な金属化率の上がり幅が大幅に小さい。これは、分級基準径が４ｍｍと小さいために、篩下部分の３ｍｍ未満質量比率が７３．０％にも達し、ロータリーキルン内での仕上げ還元の進行が妨げられたためであると考えられる。
　図６に、本実施例の各水準における、第１還元生成物の分級を実施した結果の篩下分級比率（質量％）と、最終的な製品還元鉄の金属化率（％）の相関を示す。なお、分級せず、第１還元生成物の全量をロータリーキルン式還元炉で仕上げ還元した場合の製品還元鉄の金属化率８１．４（％）は、篩下分級比率１００％のところに示されている。
　図６から、分級によって生成する篩下品の第１還元生成物全量に対する質量百分率が５０％以上となるように分級基準径を決定すればよいことが分かる。
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　本発明は、製鉄産業において利用することができる。製鉄プロセスにおいて排出される製鉄ダストに含まれる酸化鉄を、本発明により還元処理し金属鉄にすることで、再度製鉄用原料として利用することができる。

Claims (7)

  1. 　酸化鉄含有原料と還元材を混合して塊成化した塊成物を、連続した２段階の還元処理をする還元鉄の製造方法であって、
    　（ｉ）第１の還元処理に回転炉床式還元炉を適用し、次いで、
    　（ii）第２の還元処理にロータリーキルン式又はシャフト式の還元炉を適用し、
    該第２の還元処理において、還元雰囲気中のＣＯガスの濃度が１０体積％以上８５体積％以下であることを特徴とする還元鉄の製造方法。
  2. 　前記第１の還元処理にて生成する還元生成物である第１還元生成物の金属化率が
    ６５質量％以上９０質量％以下であ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. 　前記第２の還元処理にロータリーキルン式還元炉を適用して前記第１還元生成物を処理する場合において、該ロータリーキルン式還元炉内の雰囲気温度が１１００℃超、１２００℃以下であることを特徴とする請求項１または２に記載の還元鉄の製造方法。
  4. 　前記第１の還元処理にて生成する第１還元生成物を、分級篩下の還元生成物が粒径３ｍｍ未満の還元生成物を７５質量％以下だけ含有するものとなるように分級し、ロータリーキルン式還元炉を適用して前記分級篩下の還元生成物を前記第２の還元処理を行って得られた第２還元生成物と、前記分級で篩上となった第１還元生成物を混合することを特徴とする請求項１～３のいずれか１項に記載の還元鉄の製造方法。
  5. 　前記酸化鉄含有原料が、少なくとも溶解炉ダスト、電気炉ダスト、圧延スケール、酸洗・中和スラッジのいずれかを含むものであ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. 　酸化鉄含有原料と還元材を混合して塊成化した原料塊成物を連続した２つの還元炉を用いて還元する還元鉄の製造設備であって、
    　（ａ）前記原料塊成物を還元する、第１の還元炉として回転炉床式還元炉を、
    　（ｂ）前記第１の還元炉で生成される還元生成物である第１還元生成物をさらに還元する、第２の還元炉としてロータリーキルン式又はシャフト式の還元炉を備えることを特徴とする還元鉄の製造設備。
  7. 　さらに前記第１還元生成物を分級する分級設備を備え、前記分級設備で篩下となった第１還元生成物を、ロータリーキルン式還元炉を適用した前記第２の還元炉に装入し、前記第２の還元炉で生成した第２還元生成物と、前記分級設備で篩上となった第１還元生成物を混合する設備を備えることを特徴する請求項６に記載の還元鉄の製造設備。
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