WO2020059630A1 - 酸化鉱石の製錬方法 - Google Patents

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井関　隆士
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住友金属鉱山株式会社
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Definitions

  • the present invention relates to a method for dry smelting of an oxide ore, and more particularly, to a smelting method for producing a metal as a reductant by reducing an oxide ore such as a nickel oxide ore as a raw material with a carbonaceous reducing agent. About the method.
  • limonite or saprolite As a method for smelting nickel oxide ore called limonite or saprolite, which is a kind of oxide ore, a dry smelting method using a smelting furnace to produce nickel matte, and iron and nickel using a rotary kiln or moving hearth furnace
  • a dry smelting method for producing ferronickel which is an alloy of the present invention
  • the nickel oxide ore as a raw material is crushed to an appropriate size in order to advance the reaction. Agglomeration processing is performed as preprocessing.
  • the nickel oxide ore when the nickel oxide ore is agglomerated, that is, when the powdered or fine ore is agglomerated, the nickel oxide ore is mixed with other components, for example, a reducing agent such as a binder or coke. The mixture is further adjusted for water content, and then charged into a lump manufacturing machine, for example, lump having a side or a diameter of about 10 mm to 30 mm (refers to a pellet, briquette, etc., hereinafter simply referred to as “pellet”). ).
  • a lump manufacturing machine for example, lump having a side or a diameter of about 10 mm to 30 mm (refers to a pellet, briquette, etc., hereinafter simply referred to as “pellet”).
  • the pellets obtained by agglomeration need to have a certain degree of air permeability in order to "blow off" the contained water. Further, if the reduction does not proceed uniformly in the pellets in the subsequent reduction treatment, the composition of the obtained reduced product becomes non-uniform, which causes inconveniences such as dispersion or uneven distribution of the metal. Therefore, it is important to uniformly mix the mixture when preparing pellets and to maintain the temperature as uniform as possible when reducing the obtained pellets.
  • ferronickel metal (ferronickel) generated by the reduction treatment. If the produced ferronickel has a fine size of, for example, several tens ⁇ m to several hundreds ⁇ m or less, it becomes difficult to separate it from the slag produced at the same time, and the recovery rate (yield) as ferronickel is greatly reduced. I will. Therefore, a treatment for coarsening the reduced ferronickel is required.
  • Patent Literature 1 discloses a method of manufacturing a granular metal by heating an agglomerate containing a metal oxide and a carbonaceous reducing agent to reduce and melt a metal oxide contained in the agglomerate to produce a granular metal.
  • a technique for the purpose of proposing a technique for further improving productivity Specifically, an agglomerate containing a metal oxide and a carbonaceous reducing agent is supplied onto a hearth of a moving bed type reduction melting furnace and heated to reduce and melt the metal oxide.
  • the furnace temperature in the first half of the furnace for solid-reducing iron oxide in agglomerates is 1300 to 1450 ° C.
  • the furnace temperature in the latter half of the furnace where the reduced iron in the agglomerate is carburized, melted and agglomerated is 1400 to 1550 ° C.
  • the distance between the agglomerates spread on the hearth is 0
  • the relative density of the projected area ratio of the agglomerate laid on the hearth to the hearth is defined as the bed density, relative to the maximum projected area ratio of the agglomerate to the hearth
  • the average diameter is 19.5 mm.
  • Patent Document 1 also discloses that productivity can be improved by controlling the density of the agglomerates together with the average diameter of the agglomerates to improve the productivity of granular metallic iron.
  • Patent Document 1 is a technology relating to the reaction on the outer surface of the clumps, but the most important factor for the reduction reaction is, of course, the state in the agglomerate where the reduction reaction occurs. No. That is, it is considered that by controlling the reduction reaction inside the agglomerate, the reaction efficiency and the uniform reduction reaction are realized, and as a result, a high-quality metal can be produced.
  • the diameter of the agglomerate is limited to a predetermined range as in the technique described in Patent Document 1, a decrease in the yield when producing the agglomerate is inevitable, and as a result, the cost is reduced. There is concern that it will be up. If the bed density of the agglomerate is in the range of 0.5 to 0.8, the packing is not finely packed, and it is difficult to laminate the agglomerate.
  • the present invention has been proposed in view of such circumstances, and an object of the present invention is to provide a method for smelting an oxide ore capable of efficiently producing high-quality metal.
  • the present inventor has conducted extensive studies, and as described above, using a reduction furnace having a burner, reducing the mixture containing the oxide ore and the carbonaceous reducing agent to a molten state by heating the mixture with the burner, thereby reducing the temperature.
  • the inventors have found that the problem can be solved, and have completed the present invention.
  • a first invention of the present invention is a method for refining a mixture of an oxide ore and a carbonaceous reducing agent to produce a metal as a reductant, the method for smelting an oxide ore, comprising: And reducing the oxide ore by heating the mixture with a burner to obtain metal and slag in a molten state.
  • the oxide ore is a nickel oxide ore
  • ferronickel is produced by reducing a mixture containing the nickel oxide ore. It is a smelting method.
  • the temperature of the metal and slag obtained in the reduction furnace is 1300 ° C or more and 1700 ° C or less, respectively.
  • the air-fuel ratio of the burner is controlled to fall within a range of 0.8 or more and 1.1 or less. This is a method for smelting oxide ores by heating the mixture.
  • the sixth invention of the present invention further comprising a drying step of drying the mixture, wherein the drying step uses a gas generated in the reduction furnace. And drying the mixture, and subjecting the dried mixture to the treatment in the reduction step.
  • the drying step in the drying step, the mixture is dried in a drying facility directly connected to the reduction furnace, and the drying step is performed in the drying facility.
  • a method for smelting oxide ore in which a gas generated in the reduction furnace by the reduction treatment is introduced directly from the reduction furnace.
  • An eighth invention according to the present invention is a smelting reduction furnace for smelting and reducing a mixture of an oxide ore and a carbonaceous reducing agent, the smelting reduction furnace having a drying section for drying the mixture, and a burner.
  • a reduction treatment unit for reducing the oxide ore by heating the mixture after drying in the treatment unit with the burner to obtain a metal and a slag in a molten state, and the drying treatment unit in a height direction. are provided in the same space located above and below the reduction processing unit, respectively, and in the drying processing unit, the mixture is dried by a gas generated in the reduction processing unit located below. , A smelting reduction furnace.
  • the present invention provides an oxide ore for producing a metal as a reduced product by reducing a mixture obtained by mixing an oxide ore such as a nickel oxide ore as a raw material and mixing the oxide ore with a carbonaceous reducing agent. It is a refining method. For example, when nickel oxide ore is used as a raw material ore, ferronickel metal, which is an alloy of nickel and iron, is produced as a reductant.
  • a mixture of an oxide ore and a carbonaceous reducing agent is charged into a reduction furnace (burner furnace) having a burner, and the mixture is heated by the burner. And reducing the oxide ore to obtain molten metal and slag.
  • metal can be generated with higher productivity in a shorter processing time than before and at a lower cost.
  • the metal and slag generated in a molten state are separated (specific gravity separation) by a specific gravity difference in the reduction furnace. Thereby, only the metal can be efficiently recovered in a short time and at low cost.
  • Nickel oxide ore smelting method As a specific embodiment of the present invention (hereinafter, referred to as “the present embodiment”), nickel oxide ore is used as a raw material ore, and nickel (nickel oxide) and iron (iron oxide) contained in the nickel oxide ore are used. ) To produce a metal of an iron-nickel alloy (ferronickel), and further, a smelting method for producing ferronickel by separating the metal will be described as an example.
  • FIG. 1 is a process chart showing a flow of a method for smelting nickel oxide ore.
  • the smelting method of nickel oxide ore according to the present embodiment includes a mixing step S1 of mixing a raw material containing nickel oxide ore, and drying the obtained mixture.
  • a drying step S2 a reduction step S3 of heating the dried mixture to a predetermined reduction temperature to reduce the mixture, and a collection step S4 of separating the obtained reduced product metal and slag to collect the metal.
  • the mixing step S1 is a step of mixing raw material powders containing nickel oxide ore to obtain a mixture. Specifically, in the mixing step S1, nickel oxide ore, which is a raw material ore, and a carbonaceous reducing agent are mixed, and as an optional additive, for example, iron ore, a flux component, a binder, or the like having a particle size of 0%. A powder of about 1 mm to 0.8 mm is mixed to obtain a mixture.
  • a predetermined amount of water can be added.
  • the mixing process can be performed using a known mixer or the like.
  • the respective raw material powders may be mixed and kneading may be performed to improve the mixing property.
  • kneading By performing the kneading, a shearing force is applied to the mixture obtained by mixing the raw material powders, and the aggregation of the raw material ore, the carbon reducing agent, and the like can be released, and the mixture between the particles can be more uniformly mixed and the voids between the respective particles can be reduced.
  • the kneading can be performed using a twin-screw kneader or the like.
  • the nickel oxide ore which is a raw material ore, is not particularly limited, but limonite ore, saprolite ore, or the like can be used.
  • the nickel oxide ore contains nickel oxide (NiO) and iron oxide (Fe 2 O 3 ) as constituent components.
  • nickel oxide ore When using nickel oxide ore, it may be classified, crushed, or the like into a predetermined size.
  • the particle size can be adjusted to a certain extent, and by eliminating large-sized ore by grinding, etc., the mixing property with the carbonaceous reducing agent etc. is improved, Uniformity can be improved.
  • the carbonaceous reducing agent is not particularly limited, and examples thereof include coal powder and coke powder.
  • the carbonaceous reducing agent has the same particle size as the nickel oxide ore, which is the raw material ore described above. Thereby, the mixing property with the nickel oxide ore can be enhanced, and the uniformity at the time of the reduction treatment can be improved.
  • the mixing amount of the carbonaceous reducing agent is 80% by mass or less when the amount of the carbonaceous reducing agent necessary to reduce nickel oxide and iron oxide constituting the nickel oxide ore without excess or shortage is 100% by mass. , And more preferably 60% by mass or less.
  • the mixing amount of the carbonaceous reducing agent is not particularly limited, but is preferably 15% by mass or more based on 100% by mass of the total chemical equivalent, and 20% by mass or more. Is more preferable.
  • the amount of the carbonaceous reducing agent required to reduce nickel oxide and iron oxide without excess and deficiency is defined as the chemical equivalent required to reduce the entire amount of nickel oxide to nickel metal, and the amount of iron oxide converted to iron metal.
  • total value of the chemical equivalents To the total value of the chemical equivalents necessary for the reduction (hereinafter, also referred to as the "total value of the chemical equivalents").
  • the iron ore as an optional additive is not particularly limited.
  • iron ore having an iron grade of about 50% by mass or more, hematite obtained by hydrometallurgy of nickel oxide ore, or the like can be used.
  • binder examples include bentonite, polysaccharide, resin, water glass, dehydrated cake and the like.
  • the flux component include calcium oxide, calcium hydroxide, calcium carbonate, and silicon dioxide.
  • Table 1 shows an example of the composition (% by weight) of some raw material powders mixed in the mixing step S1.
  • the composition of the raw material powder is not limited to this.
  • the drying step S2 is a step of drying the obtained mixture.
  • the mixture obtained through the above-described mixing step S1 may be directly charged into a reduction furnace described below and subjected to a reduction treatment (reduction step S3). May be dried.
  • the treatment is performed in the drying step S2 as described above, the dried mixture is charged into a reduction furnace, and then subjected to the processing in the reduction step S3.
  • the mixture can be uniformly subjected to the reduction treatment, and the mixture can be surely heated to a melting temperature or higher to be reduced.
  • the drying temperature is not particularly limited, but is preferably in the range of 150 ° C to 400 ° C.
  • the mixture can be efficiently dried while suppressing the progress of the reaction of the mixture in the treatment. Further, even in the case where the mixture is formed into a predetermined shape and subjected to the reduction treatment, by drying the mixture in the above temperature range, it is possible to prevent the molded article from being rapidly heated and ruptured by the reduction treatment. Can be.
  • the drying method is not particularly limited. For example, a method in which the mixture is charged into a drying facility whose inside is adjusted to a predetermined drying temperature and dried by holding the mixture for a predetermined time, a method in which hot air at a predetermined drying temperature is sprayed on the mixture, and the like. Can be mentioned.
  • drying may be performed using exhaust gas generated in a reduction furnace that performs heat reduction. Since the exhaust gas generated after the reduction treatment has a very high temperature, it is suitable for drying a mixture containing nickel oxide ore. Further, since the temperature is high, the drying process can be performed with a reduced gas flow rate, thereby suppressing the dust generation rate in the drying process.
  • Table 2 shows an example of the composition (parts by weight) in the solid content of the mixture after the drying treatment.
  • the composition of the mixture is not limited to this.
  • the drying process may be performed simultaneously with the mixing in the mixing process S1 described above.
  • the drying process S2 Can also be omitted.
  • mixing may be performed after drying, and a process may be appropriately selected according to properties of the ore, the carbonaceous reducing agent, and the like.
  • the reduction step S3 is a step of charging the mixture into a reduction furnace and reducing the mixture to generate metal and slag.
  • a reduction furnace having a burner hereinafter, also referred to as a “burner furnace” is used to reduce the oxide ore by heating the mixture with the burner. .
  • the mixture is melted with the progress of the reduction reaction, and metal and slag in a molten state are generated.
  • the reduction reaction of the nickel oxide ore gradually progresses with the heating of the mixture charged in the furnace by the burner, so that the mixture is not melted.
  • a reduction reaction occurs also in the solid state.
  • the mixture gradually changed from a solid state to a liquid state, that is, a molten state by the burner heating, with the progress of the reduction reaction on the nickel oxide ore, and finally produced by a heat reduction treatment by the burner.
  • a molten metal and slag are obtained.
  • the mixture can only be brought into a semi-molten state, and this requires a long time for metal grains to grow, resulting in an increase in cost. Further, when the semi-molten matter adheres to the kiln and grows, the operation for maintenance must be stopped, and there is a problem that the operation efficiency is significantly reduced.
  • the mixture containing oxide ore is reduced by heating with a burner using a burner furnace, so that the mixture can be effectively reduced in a short processing time. Then, nickel can be reduced at a rate of approximately 100% by controlling the atmosphere in the furnace, which allows a sufficient operation, and the reduction rate of iron can be controlled. Thereby, high quality ferronickel can be manufactured at low cost and with high productivity.
  • the ore reduction ratio can be controlled by the mixture ratio of the carbonaceous reducing agent in the mixture.
  • compositional variation due to oxidation of the generated metal is less likely to occur.
  • the mixture becomes a molten state as the reduction reaction progresses, and finally the molten metal and slag are generated.
  • the molten metal and slag are generated.
  • the molten metal molten metal
  • the molten metal is deposited under the slag due to the difference in specific gravity, even if the oxygen partial pressure or the CO partial pressure fluctuates in the furnace atmosphere, the molten metal remains on the furnace bottom under the slag. The effect on the composition of the accumulated metal can be suppressed.
  • the treatment can be performed at a much lower cost than in the heating using electricity or the like, and the economic efficiency can be improved.
  • a burner furnace for example, LPG gas, LNG gas, coal, coke, pulverized coal, etc. are used as fuels, but the cost of these fuels is very low, and the cost of equipment and maintenance is also low. Compared to an electric furnace or the like, the cost can be significantly reduced.
  • FIG. 2 is a diagram (cross-sectional view) schematically showing a configuration example of a reduction furnace having a burner.
  • the reduction furnace 10 includes a processing unit 11 that heats the mixture M to perform a reduction process, a charging port 12 that charges the mixture M into the processing unit 11, and a metal obtained by the reduction process. And a discharge port 13 for discharging.
  • the inner wall and the hearth of the processing unit 11 are preferably protected by slag coating. Thereby, damage to the furnace can be prevented, continuous operation can be performed for a long period of time, and equipment costs and maintenance costs can be reduced.
  • a burner 14 is provided on an upper portion thereof.
  • the mixture M charged from the charging port 12 is heated by the burner 14, and a reduction reaction for reducing nickel oxide ore is caused by the carbonaceous reducing agent contained in the mixture M.
  • a reduction reaction is caused by heating by the burner 14, and the mixture is brought into a molten state as the reduction reaction proceeds. That is, the reduction furnace 10 is a smelting reduction furnace.
  • a metal and slag in a molten state are generated by such a reduction reaction, and a reduced product in which the slag and the metal are separated into an upper layer and a lower layer, respectively, is obtained due to a difference in specific gravity.
  • the molten metal separated by the specific gravity difference is discharged.
  • the discharge port 13 is provided at a position where a metal (metal layer) constituting a lower layer of the reduced product exists, and can selectively discharge and recover the metal separated due to a difference in specific gravity.
  • a slag discharge port can be provided above the discharge port 13, and the slag constituting the upper layer separated by the specific gravity difference can be selectively discharged. it can.
  • the fuel for the burner is not particularly limited, and may be solid, liquid, or gas (gas).
  • a solid fuel such as coke, coal, or pulverized coal
  • a liquid fuel such as heavy fuel oil A or heavy fuel oil C
  • a gas fuel such as LNG or LPG
  • a burner (gas burner) using a gaseous fuel is particularly preferable because the combustion is relatively stable, the temperature can be easily controlled, and a high temperature can be realized.
  • the heating using the burner is preferably performed by controlling the air-fuel ratio of the burner to a predetermined range.
  • the mixture is heated by controlling the air-fuel ratio of the burner to a range of preferably 0.8 or more and 1.1 or less, more preferably 0.85 or more and 0.95 or less.
  • the air-fuel ratio refers to a mass ratio of air to fuel.
  • the reduction reaction can proceed in a short time and the mixture can be melted in a short time. Further, the generated molten metal and slag can be separated in a short time by the difference in specific gravity. For these reasons, the oxidation of the metal generated by the reduction reaction is relatively hard to proceed.
  • the air-fuel ratio of the burner to a predetermined range, the oxygen concentration in the furnace atmosphere can be reduced, the oxidation of metal can be further suppressed, and high-quality fer nickel can be stably produced. It becomes possible.
  • high-quality ferronickel can be stably manufactured by controlling the air-fuel ratio of the burner to preferably 0.8 to 1.1 and heating.
  • the metal and the slag in the reduction treatment using a burner, it is preferable to heat the metal and the slag so that the respective temperatures of the obtained metal and slag are in the range of 1300 ° C. or more and 1700 ° C. or less.
  • it is preferable to perform heating so that the temperature of the obtained metal is in the range of 1400 ° C to 1600 ° C, and the temperature of the slag is in the range of 1480 ° C to 1680 ° C.
  • the temperature of the obtained metal and slag can be controlled by controlling the heating temperature by increasing or decreasing the amount of fuel heating in the burner.
  • the recovery step S4 is a step of separating the metal obtained by the reduction and the slag to recover the metal.
  • the recovery step S4 is a step of separating the metal obtained by the reduction and the slag to recover the metal.
  • the reduction treatment in the reduction step S3 since the mixture using the burner is reduced in a molten state, molten metal and molten slag are generated. Since metal has a large specific gravity compared to slag, each metal is naturally separated due to a difference in specific gravity, and the metal accumulates at the bottom of the reduction furnace. Therefore, by extracting and collecting metal from the vicinity of the bottom of the reduction furnace, only metal can be selectively recovered.
  • the slag floats on the metal, it can be withdrawn from the furnace wall and collected, for example. As described above, since the obtained metal and slag are in a molten state, they can be easily separated and recovered due to a difference in specific gravity.
  • the metal and the slag may be collected in a mixed state from one hole of the reduction furnace.
  • the structure of the reduction furnace can be simplified, and workability can be improved.
  • the recovered metal and slag are cooled, solidified, and then separated by magnetic separation or the like, so that the metal can be recovered. Since the metal and slag are already separated when they are in a molten state, basically, the metal and the slag are kept separated even in a solid state. Can be recovered.
  • FIG. 3 is a process diagram showing a flow of a method for smelting nickel oxide ore according to the second embodiment. As shown in FIG. 3, in the smelting method according to the second embodiment, unlike the smelting method according to the first embodiment, the drying step and the reduction step are performed together.
  • the method for smelting nickel oxide ore according to the second embodiment includes a mixing step S11 of mixing a raw material containing nickel oxide ore, and charging the obtained mixture into a reduction furnace to perform a drying process.
  • a drying / reducing step S12 for performing a reduction treatment is performed, and a recovery step S13 for separating the obtained reduced product metal and slag to recover the metal.
  • the mixing step S11 and the recovery step S13 correspond to the mixing step S1 and the recovery step S4 in the smelting method according to the first embodiment, respectively, and perform the same processing. Is omitted. Also, regarding the processing in the drying / reducing step S12, the description of the contents common to the respective processing in the drying step S2 and the reducing step S3 in the smelting method according to the first embodiment is omitted, and only the different contents are omitted. This will be described in detail.
  • drying / reducing step S12 a mixture containing at least the nickel oxide ore and the carbonaceous reducing agent obtained through the mixing step S11 is charged into a reduction furnace, and the mixture is subjected to a drying treatment in the reduction furnace. This is a step in which the subsequent mixture is reduced by heating with a burner by a continuous operation.
  • a drying furnace directly connected to drying equipment is used, and drying and reduction are performed in the reducing furnace.
  • the gas (exhaust gas) generated by performing the reduction treatment is directly introduced from the reduction furnace to the drying equipment, and the drying treatment is performed using the gas. Is performed.
  • the gas generated by the reduction process is converted into a gas for drying the mixture. That is, it can be effectively used as a drying gas. This eliminates the need to secure a separate heat source for the drying process, and enables efficient operation.
  • FIG. 4 is a view schematically showing a configuration example of a reduction furnace having a burner, and is a view (cross-sectional view) showing a configuration of a reduction furnace in which drying equipment is directly connected.
  • the reduction furnace 20 includes a reduction processing unit 21 that heats the mixture M to perform a reduction process, and a drying processing unit 22 that performs a drying process on the mixture M prior to the reduction process in the reduction processing unit 21. , Is provided.
  • the reduction processing section 21 and the drying processing section 22 are directly connected to each other to form a reduction furnace 20.
  • the reduction furnace 20 includes a charging port 23 for charging the mixture M, and a discharging port 24 for discharging the metal obtained by the reduction process.
  • the inner wall of the reduction furnace 20, especially the inner wall and the hearth of the reduction processing unit 21, be protected by slag coating.
  • the mixture M charged from the charging inlet 23 is supplied to the drying processing unit 22.
  • the drying processing unit 22 is configured by, for example, a belt conveyor device as shown in FIG. In the drying section 22, the supplied mixture M is placed on a belt of a belt conveyor device, and is subjected to a drying process while moving on the belt at a predetermined speed.
  • the reduction processing unit 21 is provided with, for example, a burner 25 on the upper part thereof.
  • the mixture (mixture after drying) M transferred through the drying processing in the drying processing section 22 is supplied, and the mixture M is heated by the burner 25 to a molten state, and included in the mixture M.
  • the carbonaceous reducing agent causes a reduction reaction. That is, the reduction furnace 20 is a smelting reduction furnace. Inside the reduction processing section 21, metal and slag are generated by such a reduction reaction, and a reduced product in which the slag and the metal are separated into an upper layer and a lower layer, respectively, is obtained due to a difference in specific gravity.
  • the reduction processing unit 21 and the drying processing unit 22 are directly connected to each other, as described above. More specifically, as shown in FIG. 4, in the positional relationship in the height direction, the drying processing unit 22 is located above and the reduction processing unit 21 is located below and are provided in the same space. Then, the reduction processing unit 21 and the drying processing unit 22 are connected in a state where they are communicated with each other. Accordingly, in such a reducing furnace 20, gas generated by the reduction processing in the reduction process unit 21 (exhaust gas) is, as indicated by the arrow G 1 in FIG. 4, by the upward flow, from the reduction processing unit 21 Are also introduced directly into the drying section 22 located above in the height direction.
  • the drying process unit 22 in the reduction furnace 20 having such a configuration is performed drying processes using directly introduced gas from the reduction processing unit 21 as the drying gas (arrow G 2 in FIG. 4).
  • the gas generated by the reduction processing in the reduction processing section 21 is an exhaust gas generated by the processing at a high reduction temperature, and is in a high temperature state. Therefore, it can be suitably used as a drying gas.
  • the high-temperature gas is used as the drying gas, it is not necessary to perform heating again, and the cost can be effectively reduced.
  • the gas obtained through the reduction treatment is a reducing gas. Therefore, by performing the drying treatment using the high-temperature gas having such a reducing property as the drying gas in the drying treatment unit 22, the oxidation of the mixture can be effectively prevented. Thereby, when the dried mixture M is subjected to the reduction treatment, a uniform reduction reaction can be generated without excess and deficiency, and a high-quality metal can be manufactured.
  • Example 1 Comparative Example 1 >> (Mixing process) Nickel oxide ore and iron ore as raw material ores, silica sand and limestone as flux components, a binder, and a carbonaceous reducing agent (coal powder, carbon content: 82% by mass, average particle size: about 65 ⁇ m) were added to an appropriate amount of water. Was added using a mixer to obtain a mixture. The amount of the carbonaceous reducing agent required for reducing nickel oxide (NiO) and iron oxide (Fe 2 O 3 ) contained in the nickel oxide ore without excess or deficiency is 27% by mass. It was contained in such an amount as to be a percentage by mass.
  • NiO nickel oxide
  • Fe 2 O 3 iron oxide
  • Example 1 (Drying process, reduction process) In Example 1, the obtained mixture was directly charged into a drying facility without being formed, subjected to a drying treatment at a temperature of 180 ° C. or more for 1 hour, and the dried mixture was subjected to a reduction furnace having a burner (burner furnace). ). A gas burner using a gaseous fuel was used as the burner. In the burner furnace, the charged mixture was heated by a burner to be in a molten state and subjected to a reduction treatment. By this reduction treatment, metal and slag in a molten state were generated in the burner furnace, and the slag was separated into an upper layer and the metal was separated into a lower layer due to a difference in specific gravity. In the reduction treatment, the operation was divided into Examples 1-1 to 1-5, and the mixture was heated so that the temperature of the obtained metal and slag became the temperature shown in Table 3 below as the reduction temperature in each operation. And reduced.
  • Comparative Example 1 the obtained mixture was granulated by a bread granulator and sieved to a size of ⁇ 14.0 ⁇ 0.5 mm. Thereafter, a drying treatment was performed for 1 hour at a temperature of 180 ° C. or more in a drying facility. Thereafter, the dried sample was divided into four parts (Comparative Examples 1-1 to 1-4), and subjected to a reduction treatment using a rotary hearth furnace. In the reduction treatment, the reduction was performed so that the temperature in the furnace shown in Table 3 below was set as the reduction temperature.
  • the reduction time refers to an average time from charging the mixture containing nickel oxide ore to the reduction furnace to discharging the generated molten metal and slag from the reduction furnace.
  • Example 1 molten metal was extracted from the vicinity of the bottom of the burner furnace and collected.
  • Comparative Example 1 the reduced product obtained after the reduction treatment was pulverized and then subjected to magnetic separation to collect the metal.
  • Nickel metallization rate amount of metallized Ni in pellets ⁇ (amount of all nickel in pellets) ⁇ 100 (%)
  • Nickel content in metal metallized Ni in pellets Amount ⁇ (Total amount of metalized nickel and iron in pellets) ⁇ 100 (%) ⁇ ⁇ ⁇ Equation (2)
  • the nickel metal recovery rate was calculated by the following equation (3) from the nickel content in the nickel oxide ore subjected to the reduction treatment, the charged amount, and the recovered nickel amount.
  • Nickel metal recovery rate recovered nickel amount / (amount of charged ore ⁇ nickel content in ore) ⁇ 100 (3)
  • Comparative Examples 1-1 to 1-4 in which the reduction treatment was performed by the conventional method using a rotary hearth furnace, the nickel metallization rate, the nickel content in the metal, and the metal recovery rate were all the examples. It was a low value compared to. In the methods of Comparative Examples 1-1 to 1-4, the reduction time was longer than in the examples.
  • Example 2 the drying treatment and the reduction treatment were performed using a reduction furnace (burner furnace) to which drying equipment was directly connected as illustrated in FIG. Specifically, after the mixture was charged into a reduction furnace, the mixture was dried using a gas generated by the reduction treatment in a drying facility (drying processing unit 22 in FIG. 4) as a drying gas. Thereafter, the dried mixture was heated and melted by a burner in the main body of the reduction furnace (reduction processing section 21 in FIG. 4). Otherwise, the operation was performed in the same manner as in Example 1.
  • a reduction furnace burner furnace
  • the molten metal is extracted from the vicinity of the bottom of the burner furnace and collected, and the obtained metal sample is analyzed for nickel metalization ratio, nickel content in metal (nickel grade), and metal recovery ratio. did. Table 4 below shows the analysis results.

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Abstract

効率よく、かつ高品質のメタルを製造することができる酸化鉱石の製錬方法を提供することを目的とする。　本発明は、例えばニッケル酸化鉱石等の酸化鉱石と炭素質還元剤との混合物を還元することによって還元物であるフェロニッケル等のメタルを製造する製錬方法であって、混合物を還元炉に装入し、その混合物をバーナーにより加熱することによって酸化鉱石を還元し、溶融状態のメタルとスラグとを得る還元工程を含む。還元工程では、酸化鉱石を還元することによって生成する溶融状態のメタルとスラグとを比重分離する。ここで、還元工程では、還元炉内で得られるメタルとスラグの温度がそれぞれ１３００℃以上１７００℃以下の範囲となるように混合物を加熱することが好ましい。

Description

酸化鉱石の製錬方法
　本発明は、酸化鉱石の乾式製錬方法に関するものであり、より詳しくは、例えばニッケル酸化鉱石等の酸化鉱石を原料として炭素質還元剤により還元することで還元物であるメタルを製造する製錬方法に関する。
　酸化鉱石の一種であるリモナイトあるいはサプロライトと呼ばれるニッケル酸化鉱石の製錬方法として、熔錬炉を使用してニッケルマットを製造する乾式製錬方法、ロータリーキルンあるいは移動炉床炉を使用して鉄とニッケルの合金であるフェロニッケルを製造する乾式製錬方法、オートクレーブを使用して高温高圧で酸浸出し、ニッケルやコバルトが混在した混合硫化物（ミックスサルファイド）を製造する湿式製錬方法等が知られている。
　上述した様々な方法の中で、特に乾式製錬法を用いてニッケル酸化鉱石を還元して製錬する場合、反応を進めるために原料のニッケル酸化鉱石を適度な大きさに破砕する等して塊状物化する処理が前処理として行われる。
　具体的に、ニッケル酸化鉱石を塊状物化する、すなわち粉状や微粒状の鉱石を塊状にする際には、そのニッケル酸化鉱石と、それ以外の成分、例えばバインダーやコークス等の還元剤とを混合して混合物とし、さらに水分調整等を行った後に塊状物製造機に装入して、例えば一辺あるいは直径が１０ｍｍ～３０ｍｍ程度の塊状物（ペレット、ブリケット等を指す。以下、単に「ペレット」という）とするのが一般的である。
　塊状物化して得られるペレットには、含有する水分を「飛ばす」ために、ある程度の通気性が必要となる。さらに、その後の還元処理においてペレット内で均一に還元が進まないと、得られる還元物の組成が不均一になり、メタルが分散したり偏在したりする等の不都合が生じる。そのため、ペレットを作製する際には混合物を均一に混合したり、得られたペレットを還元する際には可能な限り均一な温度を維持することが重要となる。
　加えて、還元処理により生成するメタル（フェロニッケル）を粗大化させることも非常に重要な技術である。生成したフェロニッケルが、例えば数１０μｍ～数１００μｍ以下の細かな大きさであった場合、同時に生成するスラグと分離することが困難となり、フェロニッケルとしての回収率（収率）が大きく低下してしまう。そのため、還元後のフェロニッケルを粗大化する処理が必要となる。
　例えば、特許文献１には、金属酸化物と炭素質還元剤とを含む塊成物を加熱して塊成物に含まれる金属酸化物を還元溶融して粒状金属を製造するにあたり、粒状金属の生産性を一層高める技術を提案すること、を目的とする技術が開示されている。具体的には、金属酸化物と炭素質還元剤とを含む塊成物を、移動床型還元溶融炉の炉床上に供給して加熱し、金属酸化物を還元溶融した後、得られる粒状金属を冷却してから炉外へ排出して回収する粒状金属の製造方法であって、その加熱では、塊成物中の酸化鉄を固体還元する炉の前半領域における炉内温度を１３００～１４５０℃とし、塊成物中の還元鉄を浸炭、溶融させ、凝集させる炉の後半領域における炉内温度を１４００～１５５０℃とすると共に、炉床上に敷き詰めた塊成物同士の距離を０としたときの塊成物の炉床への最大投影面積率に対し、炉床上に敷き詰めた塊成物の炉床への投影面積率の相対値を敷密度としたとき、炉床上における塊成物の敷密度を０．５以上０．８以下として加熱する際に、平均直径が１９．５ｍｍ以上３２ｍｍ以下の塊成物を炉床上に供給することを特徴とする粒状金属の製造方法が開示されている。
　また、特許文献１には、塊成物の敷密度と平均直径と併せて制御することによって、粒状金属鉄の生産性を向上できる、ことも示されている。
　しかしながら、特許文献１に記載の技術は、あくまで塊生物の外面側での反応に関する技術であるが、還元反応に最も重要な要素は、還元反応が起きる塊成物内の状態であることは言うまでもない。すなわち、塊成物の内部での還元反応が制御することによって、反応効率や均一な還元反応が実現し、その結果高品質のメタルを製造することができると考えられる。
　さらに、特許文献１に記載の技術のように、塊成物の直径が決められた範囲に限定されると、塊成物を製造する際の収率の低下が避けられず、その結果としてコストアップになる懸念がある。なお、塊成物の敷密度が０．５～０．８の範囲では、細密充填でないうえ、塊成物を積層することも難しくなるため、効率の低い処理となってしまう。
　上述したように、ニッケル酸化鉱石を混合、還元して、ニッケルと鉄とを含むメタルを製造するにあたって、生産性を高くすること、低コスト化すること、高品質化することは、重要な要素であるにもかかわらず、多くの問題があった。
特開２０１１－２５６４１４号公報
　本発明は、このような実情に鑑みて提案されたものであり、効率よく、かつ高品質のメタルを製造することができる酸化鉱石の製錬方法を提供することを目的とする。
　本発明者は、鋭意検討を重ねた結果、バーナーを有する還元炉を用いて、酸化鉱石と炭素質還元剤とを含む混合物をバーナーにより加熱することによって溶融状態にして還元することで、上述した課題を解決できることを見出し、本発明を完成するに至った。
　（１）本発明の第１の発明は、酸化鉱石と炭素質還元剤との混合物を還元することによって還元物であるメタルを製造する酸化鉱石の製錬方法であって、前記混合物を還元炉に装入し、該混合物をバーナーにより加熱することによって酸化鉱石を還元し、溶融状態のメタルとスラグとを得る還元工程を含む、酸化鉱石の乾式製錬方法である。
　（２）本発明の第２の発明は、第１の発明において、前記酸化鉱石は、ニッケル酸化鉱石であり、前記ニッケル酸化鉱石を含む混合物を還元することによってフェロニッケルを製造する、酸化鉱石の製錬方法である。
　（３）本発明の第３の発明は、第１又は２の発明において、前記還元工程では、酸化鉱石を還元することによって生成する溶融状態のメタルとスラグとを比重分離する、酸化鉱石の製錬方法である。
　（４）本発明の第４の発明は、第１乃至第３のいずれかの発明において、前記還元工程では、前記還元炉内で得られるメタルとスラグの温度がそれぞれ１３００℃以上１７００℃以下の範囲となるように前記混合物を加熱する、酸化鉱石の製錬方法である。
　（５）本発明の第５の発明は、第１乃至第４のいずれかの発明において、前記還元工程では、前記バーナーの空燃比を０．８以上１．１以下の範囲に制御して前記混合物を加熱する、酸化鉱石の製錬方法である。
　（６）本発明の第６の発明は、第１乃至第５のいずれかの発明において、前記混合物を乾燥する乾燥工程をさらに含み、前記乾燥工程では、前記還元炉にて発生するガスを用いて前記混合物を乾燥し、乾燥後の混合物を前記還元工程における処理に供する、酸化鉱石の製錬方法である。
　（７）本発明の第７の発明は、第６の発明において、前記乾燥工程では、前記還元炉に直接連結された乾燥設備にて前記混合物を乾燥し、前記乾燥設備には、前記還元工程での還元処理により前記還元炉にて発生するガスが該還元炉から直接導入される、酸化鉱石の製錬方法である。
　（８）本発明の第８の発明は、酸化鉱石と炭素質還元剤との混合物を溶融還元する溶融還元炉であって、前記混合物を乾燥する乾燥処理部と、バーナーを有し、前記乾燥処理部での乾燥後の混合物を該バーナーにより加熱することよって酸化鉱石を還元し、溶融状態のメタルとスラグとを得る還元処理部と、を備え、高さ方向の関係において、前記乾燥処理部が上方に、前記還元処理部が下方に、それぞれ位置して同一空間内に設けられており、前記乾燥処理部では、下方に位置する前記還元処理部にて発生したガスによって前記混合物を乾燥する、溶融還元炉である。
　本発明によれば、効率よく、かつ高品質のメタルを製造することができる酸化鉱石の製錬方法を提供することができる。
ニッケル酸化鉱石の製錬方法の流れの一例を示す工程図である。 還元炉の構成の一例を示す模式図であり、その還元炉における還元処理の様子を説明するための図である。 ニッケル酸化鉱石の製錬方法の流れの他の例を示す工程図である。 還元炉の他の構成例を示す模式図である。
　以下、本発明について詳細に説明するが、本発明は、以下の実施形態に限定されるものではなく、本発明の要旨を変更しない範囲で種々の変更が可能である。また、本明細書において、「Ｘ～Ｙ」（Ｘ、Ｙは任意の数値）との表記は、「Ｘ以上Ｙ以下」の意味である。
　≪１．本発明の概要≫
　本発明は、例えばニッケル酸化鉱石等の酸化鉱石を原料として、その酸化鉱石と炭素質還元剤とを混合して得られる混合物を還元することによって、還元物であるメタルを製造する酸化鉱石の製錬方法である。例えば、原料鉱石としてニッケル酸化鉱石を用いる場合、還元物として鉄のニッケルの合金であるフェロニッケルメタルを製造する。
　具体的に、本発明に係る酸化鉱石の製錬方法は、酸化鉱石と炭素質還元剤との混合物を、バーナーを有する還元炉（バーナー炉）に装入して、その混合物をバーナーにより加熱することによって酸化鉱石を還元し、溶融状態のメタルとスラグとを得る還元工程を含むことを特徴とする。
　このような方法によれば、従来よりも短時間の処理で生産性高く、さらにコストを抑えながらメタルを生成させることができる。しかも、メタル化率を高めて、所望とする成分含有量の高い高品質なメタルを有効に製造することができる。
　また、バーナーを用いた乾式処理では、溶融状態となって生成するメタルとスラグとが、還元炉内で比重差によって分離（比重分離）する。これにより、短時間でかつ安価にメタルのみを効率的に回収することができる。
　≪２．ニッケル酸化鉱石の製錬方法≫
　以下では、本発明の具体的な実施形態（以下、「本実施の形態」という）として、原料鉱石にニッケル酸化鉱石を用い、そのニッケル酸化鉱石に含まれるニッケル（酸化ニッケル）と鉄（酸化鉄）とを還元することで、鉄－ニッケル合金（フェロニッケル）のメタルを生成させ、さらに、そのメタルを分離することによってフェロニッケルを製造する製錬方法を例に挙げて説明する。
　＜２－１．第１の実施形態＞
　図１は、ニッケル酸化鉱石の製錬方法の流れを示す工程図である。図１に示すように、本実施の形態（第１の実施形態）に係るニッケル酸化鉱石の製錬方法は、ニッケル酸化鉱石を含む原料を混合する混合工程Ｓ１と、得られた混合物を乾燥する乾燥工程Ｓ２と、乾燥後の混合物を所定の還元温度に加熱して還元する還元工程Ｓ３と、得られた還元物であるメタルとスラグとを分離してメタルを回収する回収工程Ｓ４と、を有する。
　　［混合工程］
　混合工程Ｓ１は、ニッケル酸化鉱石を含む原料粉末を混合して混合物を得る工程である。具体的に、混合工程Ｓ１では、原料鉱石であるニッケル酸化鉱石と、炭素質還元剤とを混合し、また任意成分の添加剤として、鉄鉱石、フラックス成分、バインダー等の、例えば粒径が０．１ｍｍ～０．８ｍｍ程度の粉末を混合して混合物を得る。
　混合に際して、所定量の水を添加して行うことができる。水を添加して混合することで、原料粉末の混合性を向上させることができる。なお、混合処理は、公知の混合機等を用いて行うことができる。
　混合工程Ｓ１では、各原料粉末の混合を行うとともに、混合性を向上させるために混練を行ってよい。混練を行うことで、原料粉末を混合して得られた混合物にせん断力を加え、原料鉱石や炭素還元剤等の凝集を解くことができ、より均一に混合できるとともに各々の粒子間における空隙を減らすことができ、還元処理に供したときに均一な反応を生じさせることが可能となる。なお、混練は、二軸混練機等を用いて行うことができる。
　ここで、原料鉱石であるニッケル酸化鉱石としては、特に限定されないが、リモナイト鉱、サプロライト鉱等を用いることができる。なお、ニッケル酸化鉱石は、構成成分として、酸化ニッケル（ＮｉＯ）と酸化鉄（Ｆｅ２Ｏ３）とを含有する。
　ニッケル酸化鉱石を用いるに際しては、所定の大きさに分級、粉砕等を行ってよい。分級、粉砕等を行うことで、ある程度の範囲に粒径を揃えることができ、粉砕等により大きなサイズの鉱石を無くすことで、炭素質還元剤等との混合性を高め、また還元処理に際しての均一性を向上させることができる。
　炭素質還元剤としては、特に限定されないが、例えば、石炭粉、コークス粉等が挙げられる。なお、炭素質還元剤は、上述した原料鉱石であるニッケル酸化鉱石の粒度と同等のものであることが好ましい。これにより、ニッケル酸化鉱石との混合性を高め、還元処理に際しての均一性を向上させることができる。
　炭素質還元剤の混合量としては、ニッケル酸化鉱石を構成する酸化ニッケルと酸化鉄とを過不足なく還元するのに必要な炭素質還元剤の量を１００質量％としたとき、８０質量％以下の割合とすることが好ましく、６０質量％以下とすることがより好ましい。このように炭素質還元剤の混合量を、化学当量の合計値１００質量％に対して８０質量％以下の割合とすることで、還元反応を効率的に進行させることができる。また、炭素質還元剤の混合量の下限値としては、特に限定されないが、化学当量の合計値１００質量％に対して１５質量％以上の割合とすることが好ましく、２０質量％以上の割合とすることがより好ましい。
　なお、酸化ニッケルと酸化鉄とを過不足なく還元するのに必要な炭素質還元剤の量とは、酸化ニッケルの全量をニッケルメタルに還元するのに必要な化学当量と、酸化鉄を鉄メタルに還元するのに必要な化学当量との合計値（以下、「化学当量の合計値」ともいう）と言い換えることができる。
　任意成分の添加剤である鉄鉱石としては、特に限定されないが、例えば、鉄品位が５０質量％程度以上の鉄鉱石や、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬により得られるヘマタイト等を用いることができる。
　バインダーとしては、例えば、ベントナイト、多糖類、樹脂、水ガラス、脱水ケーキ等を挙げることができる。また、フラックス成分としては、例えば、酸化カルシウム、水酸化カルシウム、炭酸カルシウム、二酸化珪素等を挙げることができる。
　下記表１に、混合工程Ｓ１にて混合する、一部の原料粉末の組成（重量％）の一例を示す。なお、原料粉末の組成としてはこれに限定されない。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
　　［乾燥工程］
　乾燥工程Ｓ２は、得られた混合物を乾燥する工程である。本実施の形態においては、上述した混合工程Ｓ１を経て得られた混合物をそのまま、後述する還元炉に装入して還元処理（還元工程Ｓ３）を施してもよいが、還元処理に先立って混合物を乾燥させてもよい。なお、このように乾燥工程Ｓ２にて処理が施した場合、乾燥後の混合物が、還元炉に装入されて、次に還元工程Ｓ３における処理に供される。
　このように還元処理に先立って混合物を乾燥させることで、その混合物に対して均一に還元処理を施すことができるとともに、混合物を確実に溶融温度以上に加熱して還元することができる。
　乾燥温度としては、特に限定されないが、１５０℃以上４００℃以下の範囲とすることが好ましい。このような範囲で乾燥処理を施すことで、その処理において混合物の反応が進むことを抑制しながら、効率的に混合物を乾燥させることができる。また、混合物を所定の形状に成形して還元処理に供するような場合でも、上記の温度範囲で乾燥しておくことで、成形物が還元処理により急減に加熱され破裂してしまうことを防ぐことができる。
　乾燥方法としては、特に限定されない。例えば、内部が所定の乾燥温度に調整された乾燥設備に混合物を装入し、所定の時間に亘保持することによって乾燥させる方法や、所定の乾燥温度の熱風を混合物に吹き付けて乾燥させる方法等を挙げることができる。
　あるいは、加熱還元を行う還元炉にて発生する排ガスを利用して乾燥してもよい。還元処理を経て発生する排ガスは、非常に高温であるため、ニッケル酸化鉱石を含む混合物の乾燥に適している。また、高温であることからガス流量を抑えた乾燥処理を行うことができ、それにより、乾燥処理でのダスト発生率を抑えることができる。還元炉からの排ガスを利用する場合、還元炉と乾燥設備との間を配管で繋ぐように構成して、還元炉から発生した排ガスを乾燥設備に直接移送することが好ましい。
　下記表２に、乾燥処理後の混合物における固形分中組成（重量部）の一例を示す。なお、混合物の組成としては、これに限定されるものではない。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
　なお、上述した混合工程Ｓ１において混合と同時に乾燥処理を施してもよく、このような混合工程Ｓ１にて乾燥も行う場合や、乾燥が必要のない鉱石を原料とする場合等では、乾燥工程Ｓ２を省略することもできる。また、例えば付着性の強い鉱石を原料とする場合には、乾燥を行った後に混合を行ってよく、鉱石、炭素質還元剤等の性状に応じて適宜、工程を選択すればよい。
　　［還元工程］
　還元工程Ｓ３は、混合物を還元炉に装入し、混合物を還元することによってメタルとスラグとを生成させる工程である。具体的に、本実施の形態に係るニッケル酸化鉱石の製錬方法では、バーナーを有する還元炉（以下、「バーナー炉」ともいう）を用い、混合物をバーナーにより加熱することによって酸化鉱石を還元する。このバーナーによる加熱還元処理では、還元反応の進行と共に混合物が溶融していき、溶融状態のメタルとスラグとが生成する。
　ここで、還元工程Ｓ３におけるバーナー炉を用いた還元処理では、炉内に装入した混合物に対するバーナーによる加熱に伴って徐々にニッケル酸化鉱石の還元反応が進行するため、混合物が溶融状態となる前の固体状態においても還元反応が生じている。バーナー炉内では、ニッケル酸化鉱石に対する還元反応の進行と共に、次第に混合物がバーナー加熱によって固体状態から液体状態、すなわち溶融状態へと変化していき、最終的にはバーナーによる加熱還元処理により生成した、溶融状態のメタルとスラグとが得られる。
　従来のキルン等を用いて還元処理する方法等では、混合物を半溶融状態までしかできず、これではメタル粒が成長するのに長時間要してしまいコストが高くなるという問題があった。また、キルン内に半溶融物が付着し、それが成長してしまうと、メンテナンスのための操業を停止しなければならず、操業効率が著しく低下するという問題があった。
　これに対して、バーナー炉を用いて酸化鉱石を含む混合物をバーナーにより加熱して還元することで、短時間の処理時間で有効に還元することができる。そして、操業が十分可能な炉内雰囲気制御によってニッケルを略１００％の割合で還元することができ、また鉄の還元割合を制御することができる。これにより、高品質のフェロニッケルを安価にかつ生産性高く製造することができる。なお、鉱石の還元の割合は、混合物における炭素質還元剤の混合比率により制御することができる。
　また、短時間の処理によって還元することができるため、生成したメタルの酸化等による組成ばらつきが生じ難くなる。
　さらに、バーナーを用いて加熱還元することで、還元反応の進行と共に混合物が溶融状態となっていき、最終的に溶融状態のメタルとスラグとが生成することから、その溶融状態のメタルとスラグとを比重差によって容易に分離することができる。また、比重差によって溶融状態のメタル（溶融メタル）がスラグの下に堆積した状態になると、炉内雰囲気において酸素分圧やＣＯ分圧に変動が生じたとしても、スラグの下の炉底に溜まったメタルの組成への影響を抑制することができる。
　さらにまた、バーナーを用いた加熱では、電気等を用いた加熱に比べて格段に安価に処理を行うことができ、経済効率性を高めることもできる。具体的に、バーナー炉においては、燃料として、例えばＬＰＧガス、ＬＮＧガス、石炭、コークス、微粉炭等が用いられるが、これらの燃料のコストは非常に安価であり、設備費やメンテナンス費に関しても電気炉等と比較して格段に安価に抑えることができる。
　また、バーナー炉では、メンテナンスが非常に容易であり、連続操業も有効に行うことができ、キルン等に比較して操業効率が高めることができる。例えば、キルンを用いた操業の場合では、炉内に鉱石が半溶融状態になって付着し、成長していくため、２週間に一度程度の頻度で操業を停止させて付着物の除去作業等を行うことが必要になる。それに対して、バーナー炉では、装入した鉱石を短時間の処理で還元してメタル及びスラグとして全量排出できるため、炉内に鉱石が付着することを抑制することができる。このため、基本的には付着物除去等のメンテナンスが不要であり、例えばエルケム法の電気炉のような連続操業が可能となる。また、エルケム法の電気炉よりも、構造が簡易であって付属設備が少ないため、操業コストや定期メンテナンスのコスト等を低減することができる。
　さらに、一般的に鉱山の近くで還元処理を行うオンサイト製錬では、産出したメタル分のみを市場に輸送すればよいため、原料鉱石を輸送して製錬するよりもコストを大きく低減でき、スラグの処分場所の確保等でも有利となるが、このとき、電気等を用いた加熱を行う場合には、発電所の建設が必要になってしまい非常にコストがかかり、発電費用も一般的に非常に高い。これに対して、ガスを熱源とするバーナーを用いる還元処理によれば、発電設備を簡略化することができ、オンサイト製錬においてより好適である。
　図２は、バーナーを有する還元炉の構成例を模式的に示す図（断面図）である。図２に示すように、還元炉１０は、混合物Ｍを加熱して還元処理を施す処理部１１と、処理部１１に混合物Ｍを装入する装入口１２と、還元処理により得られたメタルを排出する排出口１３と、を備えている。なお、処理部１１の内壁や炉床は、スラグコーチングによって保護されていることが好ましい。これにより、炉の損傷を防ぎ、長期間に亘って連続な操業が可能となり、設備費やメンテナンス費を低減することができる。
　還元炉１０の処理部１１においては、例えばその上部にバーナー１４が設けられている。処理部１１では、装入口１２から装入された混合物Ｍをバーナー１４により加熱して、混合物Ｍに含まれる炭素質還元剤によってニッケル酸化鉱石を還元する還元反応を生じさせる。ここで、処理部１１では、バーナー１４による加熱によって、還元反応を生じさせるとともに、その還元反応の進行と共に混合を溶融状態としていく。すなわち、還元炉１０は溶融還元炉である。処理部１１の内部では、このような還元反応によって溶融状態のメタルとスラグとが生成し、比重差によってスラグとメタルとがそれぞれ上層と下層とに分離した還元物が得られる。
　排出口１３からは、比重差により分離した溶融状態のメタルが排出される。排出口１３は、還元物における下層を構成するメタル（メタル層）が存在する位置に設けられ、比重差により分離しているメタルを選択的に排出して回収することができる。また、図３においては記載を省略しているが、排出口１３よりも上方に、スラグ排出口を設けることができ、比重差により分離して上層を構成するスラグを選択的に排出させることもできる。
　バーナーの燃料としては、特に限定されず、固体であっても、液体であっても、または気体（ガス）であってよい。具体的には、例えば、コークス、石炭、微粉炭等の固体燃料や、Ａ重油やＣ重油等の液体燃料、またはＬＮＧやＬＰＧ等の気体燃料を用いることができる。その中でも特に、気体燃料を用いたバーナー（ガスバーナー）は、燃焼が比較的安定しており、温度制御し易く、また高い温度を実現できるため、好ましい。
　また、バーナーを用いた加熱においては、バーナーの空燃比を所定の範囲に制御して行うことが好ましい。具体的には、バーナーの空燃比を、好ましくは０．８以上１．１以下の範囲、より好ましくは０．８５以上０．９５以下の範囲に制御して混合物を加熱する。なお、空燃比とは、燃料に対する空気の質量比率をいう。
　還元工程Ｓ３における還元処理では、バーナーを用いて加熱しているため、短時間で還元反応を進行させ、また短時間で混合物を溶融させることができる。そしてまた、生成した溶融状態のメタルとスラグとを比重差によって短時間で分離することができる。これらのことから、還元反応により生成したメタルの酸化は比較的進行しにくい状態となっている。しかしながら、バーナーの空燃比を所定の範囲に制御することによって、炉内雰囲気における酸素濃度を低下させ、より一層メタルの酸化を抑えることができ、高品質のフェルニッケルを安定的に製造することが可能となる。この点、バーナーの空燃比を好ましくは０．８以上１．１以下に制御して加熱することで、高品質のフェロニッケルを安定して製造することができる。
　ここで、バーナーを用いた還元処理においては、得られるメタルとスラグのそれぞれの温度が１３００℃以上１７００℃以下の範囲となるように加熱することが好ましい。特に、得られるメタルの温度が１４００℃以上１６００℃以下の範囲であり、スラグの温度が１４８０℃以上１６８０℃以下の範囲となるよう加熱することが好ましい。メタルとスラグの温度がこのような範囲となるように加熱することで、還元反応を効果的に進行させて、ニッケル含有量の高い高品質なメタルを製造することができる。
　なお、得られるメタルとスラグの温度の制御は、バーナーにおける燃料加熱量を増減する等して加熱温度を制御して行うことができる。
　　［回収工程］
　回収工程Ｓ４は、還元により得られたメタルとスラグとを分離してメタルを回収する工程である。上述したように、還元工程Ｓ３における還元処理では、バーナーを用いた混合物を溶融状態にして還元するため、溶融メタルと溶融スラグとが生成する。メタルはスラグと比較して比重が大きく重いため、それぞれは比重差によって自然に分離し、メタルは還元炉の炉底に溜まる。そのため、還元炉の炉底付近からメタルを抜いて回収することで、メタルのみを選択的に回収することができる。一方、スラグはメタルの上に浮くため、例えば炉壁から抜いて回収することができる。このように、得られたメタルとスラグとは熔融状態にあるため、その比重差によって容易に分離させて回収することができる。
　あるいは、メタルとスラグとを、還元炉の１カ所の穴から混在した状態で回収してよい。このようにすることで、還元炉の構造を簡単なものとすることができ、作業性を向上させることもできる。１つの穴からメタルとスラグとが混在した状態で抜き出した場合、回収したメタルとスラグとは冷却し、固化して、その後、磁選等で分離することでメタルを回収することができる。なお、メタルとスラグとは溶融状態にあるときに既に分離しているため、基本的には固体の状態でもメタルとスラグとが分離した状態が維持されており、磁選等の方法でも容易にメタルを回収することができる。
　このようにしてメタルとスラグを簡単に分離することによって、高い回収率でメタルを回収することができる。
　＜２－２．第２の実施形態＞
　図３は、第２の実施形態に係るニッケル酸化鉱石の製錬方法の流れを示す工程図である。図３に示すように、第２の実施形態に係る製錬方法では、第１の実施形態に係る製錬方法とは異なり、乾燥工程と還元工程とを合わせて実行するようにしている。
　具体的に、第２の実施形態に係るニッケル酸化鉱石の製錬方法は、ニッケル酸化鉱石を含む原料を混合する混合工程Ｓ１１と、得られた混合物を還元炉に装入して、乾燥処理を行うとともに還元処理を行う乾燥・還元工程Ｓ１２と、得られた還元物であるメタルとスラグとを分離してメタルを回収する回収工程Ｓ１３と、を有する。
　なお、混合工程Ｓ１１と回収工程Ｓ１３は、第１の実施形態に係る製錬方法における混合工程Ｓ１と回収工程Ｓ４にそれぞれ対応し、同一の処理を行うものであるため、ここでの詳細な説明は省略する。また、乾燥・還元工程Ｓ１２における処理に関しても、第１の実施形態に係る製錬方法における乾燥工程Ｓ２と還元工程Ｓ３でのそれぞれの処理と共通する内容については説明を省略し、相違する内容のみ詳細に説明する。
　　［乾燥・還元工程］
　乾燥・還元工程Ｓ１２は、混合工程Ｓ１１を経て得られたニッケル酸化鉱石と炭素質還元剤とを少なくとも含む混合物を還元炉に装入し、その還元炉内で混合物に対する乾燥処理を施すとともに、乾燥後の混合物を連続的な操作により、バーナーで加熱して還元する工程である。
　より具体的には、乾燥・還元工程Ｓ１２では、乾燥設備が直接連結された還元炉を用い、その還元炉内で乾燥処理と還元処理とを行う。このとき、還元炉に連結された乾燥設備（還元炉内に乾燥設備）では、還元処理を行って発生するガス（排ガス）が還元炉から乾燥設備に直接導入され、そのガスを用いて乾燥処理が行われる。
　このように、乾燥設備が直接連結された還元炉を用いてその還元炉内で乾燥処理と還元処理とを行うようにすることで、還元処理により発生したガスを、混合物を乾燥させるためのガス、すなわち乾燥用ガスとして有効に使用することができる。これにより、乾燥処理のために別途熱源を確保する必要がなくなり、効率的な操業を行うことができる。
　図４は、バーナーを有する還元炉の構成例を模式的に示す図であり、乾燥設備が直接連結された還元炉の構成を示す図（断面図）である。図４に示すように、還元炉２０は、混合物Ｍを加熱して還元処理を施す還元処理部２１と、還元処理部２１における還元処理に先立って混合物Ｍに乾燥処理を施す乾燥処理部２２と、を備えている。還元処理部２１と乾燥処理部２２とは直接連結されて還元炉２０を構成している。また、還元炉２０は、混合物Ｍを装入する装入口２３と、還元処理により得られたメタルを排出する排出口２４と、を備えている。なお、還元炉２０の内壁、特に還元処理部２１の内壁や炉床は、スラグコーチングによって保護されていることが好ましい。
　還元炉２０においては、装入口２３から装入された混合物Ｍが乾燥処理部２２に供給される。乾燥処理部２２は、例えば、図４に示すようにベルトコンベヤ装置により構成されている。乾燥処理部２２では、供給された混合物Ｍがベルトコンベヤ装置のベルト上に載置され、そのベルト上を所定の速度で移動する過程で乾燥処理が施される。
　還元処理部２１には、例えばその上部にバーナー２５が設けられている。還元処理部２１では、乾燥処理部２２での乾燥処理を経て移送されてきた混合物（乾燥後の混合物）Ｍが供給され、その混合物Ｍをバーナー２５により加熱して溶融状態にし、混合物Ｍに含まれる炭素質還元剤によって還元反応を生じさせる。すなわち、還元炉２０は、溶融還元炉である。還元処理部２１の内部では、このような還元反応によってメタルとスラグとが生成し、比重差によってスラグとメタルとがそれぞれ上層と下層とに分離した還元物が得られる。
　ここで、還元炉２０においては、上述したように、還元処理部２１と乾燥処理部２２とが直接連結されて構成されている。より具体的には、図４に示すように、高さ方向の位置関係において、乾燥処理部２２が上方に、還元処理部２１が下方に、それぞれ位置して同一空間内に設けられている。そして、還元処理部２１と乾燥処理部２２とは、相互に連通した状態で、連結されている。したがって、このような還元炉２０においては、還元処理部２１での還元処理によって発生したガス（排ガス）が、図４中の矢印Ｇ１で示すように、その上昇流によって、還元処理部２１よりも高さ方向で上方に位置する乾燥処理部２２内へと直接導入されるようになっている。
　このような構成を有する還元炉２０における乾燥処理部２２では、還元処理部２１から直接導入されたガスを乾燥用ガスとして用いて乾燥処理が施される（図４中の矢印Ｇ２）。還元処理部２１での還元処理により発生したガスは、高温の還元温度での処理により発生した排ガスであることから、高温状態にある。したがって、乾燥用ガスとして好適に用いることができる。また、その高温のガスを乾燥用ガスとして用いれば、再度の加熱等の施す必要がなく、コストを有効に低減することができる。
　しかも、還元処理を経て得られたガスは、還元性のガスである。したがって、乾燥処理部２２において、そのような還元性を有する高温ガスを乾燥用ガスとして用いて乾燥処理を施すことで、混合物の酸化を有効に防ぐことができる。これにより、乾燥後の混合物Ｍを還元処理に供したときに、過不足なく均一な還元反応を生じさせることができ、高品質なメタルを製造することができる。
　以下、本発明の実施例を示してより具体的に説明するが、本発明は以下の実施例に何ら限定されるものではない。
　≪実施例１、比較例１≫
　　（混合工程）
　原料鉱石としてのニッケル酸化鉱石、鉄鉱石、フラックス成分である珪砂及び石灰石、バインダー、及び炭素質還元剤（石炭粉、炭素含有量：８２質量％、平均粒径：約６５μｍ）を、適量の水を添加しながら混合機を用いて混合して混合物を得た。なお、炭素質還元剤については、ニッケル酸化鉱石に含まれる酸化ニッケル（ＮｉＯ）と酸化鉄（Ｆｅ２Ｏ３）とを過不足なく還元するのに必要な量を１００質量％としたときに２７質量％の割合となる量で含有させた。
　　（乾燥工程、還元工程）
　実施例１では、得られた混合物を成形せずにそのまま乾燥設備に装入して１８０℃以上の温度で１時間の乾燥処理を施し、乾燥後の混合物を、バーナーを有する還元炉（バーナー炉）に装入した。バーナーとしては気体燃料を用いたガスバーナーを用いた。バーナー炉では、装入した混合物をバーナーにより加熱して溶融状態にして還元処理を施した。この還元処理により、バーナー炉では溶融状態にあるメタルとスラグとが生成し、比重差によってスラグが上層に、メタルが下層にそれぞれ分離した。なお、還元処理では、操業を実施例１－１～１－５に分け、それぞれの操業における還元温度として、得られるメタルとスラグの温度が下記表３に示す温度となるように混合物を加熱して還元した。
　一方、比較例１では、得られた混合物をパン型造粒機により造粒し、φ１４．０±０．５ｍｍの大きさに篩った。その後、乾燥設備で１８０℃以上の温度で１時間の乾燥処理を施した。その後、乾燥後の試料を４つに分け（比較例１－１～１－４）、回転炉床炉を用いて還元処理を施した。なお、還元処理では、還元温度として、下記表３に示す炉内温度となるようして還元した。
　実施例１、比較例１において、還元処理に要した時間（還元時間）を測定した。なお、還元時間とは、ニッケル酸化鉱石を含む混合物を還元炉に装入してから、生成した溶融状態のメタルとスラグとを還元炉から排出するまでの平均時間をいう。
　　（回収工程）
　実施例１では、バーナー炉の炉底付近から溶融したメタルを抜き出して回収した。一方で、比較例１では、還元処理後に得られた還元物を粉砕し、その後磁選してメタルを回収した。
　　（得られたメタルの分析）
　以上のようにして得られた各メタル試料について、ニッケルメタル化率、メタル中ニッケル含有量（ニッケル品位）、及びメタル回収率をそれぞれ分析した。下記表３に、分析結果を示す。また、表３には還元時間も併せて示す。
　ここで、ＩＣＰ発光分光分析器（ＳＨＩＭＡＺＵ　Ｓ－８１００）を用いてメタル中のニッケル含有量を測定し、ニッケルメタル率については下記（１）式により、メタル中ニッケル含有率については下記（２）式により算出した。
　　ニッケルメタル化率＝ペレット中のメタル化したＮｉの量÷（ペレット中の全てニッケルの量）×１００（％）　　・・・（１）式
　　メタル中ニッケル含有率＝ペレット中のメタル化したＮｉの量÷（ペレット中のメタルしたニッケルと鉄の合計量）×１００（％）　　・・・（２）式
　また、回収したメタルについて、還元処理に供したニッケル酸化鉱石中のニッケル含有率とその装入量、そして回収したニッケル量から、ニッケルメタル回収率を下記（３）式により算出した。
　　ニッケルメタル回収率＝回収されたニッケル量÷（装入した鉱石の量×鉱石中のニッケル含有割合）×１００　　・・・（３）式
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
　表３の結果に示されるように、バーナー炉を用いて還元処理を施した実施例１－１～１－５では、ニッケルメタル化率、メタル中ニッケル含有率、及びメタル回収率のすべてにおいて良好な結果が得られた。しかも、実施例１－１～１－５の方法では、還元時間を極めて短い時間とすることができ、効率的な操業を行うことができた。
　一方で、回転炉床炉を用いた従来の方法により還元処理を施した比較例１－１～１－４では、ニッケルメタル化率、メタル中ニッケル含有率、及びメタル回収率のすべてにおいて実施例と比較して低い値となった。また、比較例１－１～１－４の方法では、実施例に比べて還元時間が長くなった。
　≪実施例２≫
　実施例２では、図４に例示するような、乾燥設備が直接連結された還元炉（バーナー炉）を用いて、乾燥処理と還元処理とを施した。具体的に、混合物を還元炉に装入した後、乾燥設備（図４における乾燥処理部２２）において還元処理により発生したガスを乾燥用ガスとして用いて混合物を乾燥した。その後、乾燥後の混合物を還元炉の本体部（図４における還元処理部２１）においてバーナーにより加熱して溶融させた。なお、それ以外は、実施例１と同様にして操業を行った。
　還元処理の後、バーナー炉の炉底付近から溶融したメタルを抜き出して回収し、得られたメタル試料について、ニッケルメタル化率、メタル中ニッケル含有量（ニッケル品位）、及びメタル回収率をそれぞれ分析した。下記表４に分析結果を示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000004
　表４の結果に示されるように、実施例２－１～２－５においても、ニッケルメタル化率、メタル中ニッケル含有率、及びメタル回収率のすべてにおいて良好な結果が得られた。また、還元時間を極めて短い時間とすることができ、効率的な操業を行うことができた。
　１０，２０　　還元炉
　１１　　処理部
　２１　　還元処理部
　２２　　乾燥処理部
　１２，２３　　装入口
　１３，２４　　排出口
　１４，２５　　バーナー

Claims (8)

  1. 　酸化鉱石と炭素質還元剤との混合物を還元することによって還元物であるメタルを製造する酸化鉱石の製錬方法であって、
    　前記混合物を還元炉に装入し、該混合物をバーナーにより加熱することによって酸化鉱石を還元し、溶融状態のメタルとスラグとを得る還元工程を含む
    　酸化鉱石の乾式製錬方法。
  2. 　前記酸化鉱石は、ニッケル酸化鉱石であり、
    　前記ニッケル酸化鉱石を含む混合物を還元することによってフェロニッケルを製造する
    　請求項１に記載の酸化鉱石の製錬方法。
  3. 　前記還元工程では、酸化鉱石を還元することによって生成する溶融状態のメタルとスラグとを比重分離する
    　請求項１又は２に記載の酸化鉱石の製錬方法。
  4. 　前記還元工程では、前記還元炉内で得られるメタルとスラグの温度がそれぞれ１３００℃以上１７００℃以下の範囲となるように前記混合物を加熱する
    　請求項１乃至３のいずれかに記載の酸化鉱石の製錬方法。
  5. 　前記還元工程では、前記バーナーの空燃比を０．８以上１．１以下の範囲に制御して前記混合物を加熱する
    　請求項１乃至４のいずれかに記載の酸化鉱石の製錬方法。
  6. 　前記混合物を乾燥する乾燥工程をさらに含み、
    　前記乾燥工程では、前記還元炉にて発生するガスを用いて前記混合物を乾燥し、乾燥後の混合物を前記還元工程における処理に供する
    　請求項１乃至５のいずれかに記載の酸化鉱石の製錬方法。
  7. 　前記乾燥工程では、前記還元炉に直接連結された乾燥設備にて前記混合物を乾燥し、
    　前記乾燥設備には、前記還元工程での還元処理により前記還元炉にて発生するガスが該還元炉から直接導入される
    　請求項６に記載の酸化鉱石の製錬方法。
  8. 　酸化鉱石と炭素質還元剤との混合物を溶融還元する溶融還元炉であって、
    　前記混合物を乾燥する乾燥処理部と、
    　バーナーを有し、前記乾燥処理部での乾燥後の混合物を該バーナーにより加熱することによって酸化鉱石を還元し、溶融状態のメタルとスラグとを得る還元処理部と、を備え、
    　高さ方向の関係において、前記乾燥処理部が上方に、前記還元処理部が下方に、それぞれ位置して同一空間内に設けられており、
    　前記乾燥処理部では、下方に位置する前記還元処理部にて発生したガスによって前記混合物を乾燥する
    　溶融還元炉。
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