WO2022264667A1 - 塊成鉱の製造方法、還元鉄の製造方法、塊成鉱、焼結機及びペレット焼成炉 - Google Patents

塊成鉱の製造方法、還元鉄の製造方法、塊成鉱、焼結機及びペレット焼成炉 Download PDF

Info

Publication number
WO2022264667A1
WO2022264667A1 PCT/JP2022/017432 JP2022017432W WO2022264667A1 WO 2022264667 A1 WO2022264667 A1 WO 2022264667A1 JP 2022017432 W JP2022017432 W JP 2022017432W WO 2022264667 A1 WO2022264667 A1 WO 2022264667A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
reduction
ore
sintering
iron
agglomerate
Prior art date
Application number
PCT/JP2022/017432
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
晃太 盛家
光輝 照井
純仁 小澤
Original Assignee
Jfeスチール株式会社
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Jfeスチール株式会社 filed Critical Jfeスチール株式会社
Priority to CA3217409A priority Critical patent/CA3217409A1/en
Priority to CN202280039281.4A priority patent/CN117413077A/zh
Priority to EP22824662.5A priority patent/EP4324938A1/en
Priority to AU2022292254A priority patent/AU2022292254A1/en
Priority to JP2022542313A priority patent/JP7323075B2/ja
Priority to BR112023026090A priority patent/BR112023026090A2/pt
Publication of WO2022264667A1 publication Critical patent/WO2022264667A1/ja

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/10Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
    • C21B13/105Rotary hearth-type furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0046Making spongy iron or liquid steel, by direct processes making metallised agglomerates or iron oxide
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0073Selection or treatment of the reducing gases
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • C22B1/16Sintering; Agglomerating
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • C22B1/16Sintering; Agglomerating
    • C22B1/20Sintering; Agglomerating in sintering machines with movable grates
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B2100/00Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
    • C21B2100/20Increasing the gas reduction potential of recycled exhaust gases
    • C21B2100/28Increasing the gas reduction potential of recycled exhaust gases by separation
    • C21B2100/282Increasing the gas reduction potential of recycled exhaust gases by separation of carbon dioxide
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B2100/00Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
    • C21B2100/40Gas purification of exhaust gases to be recirculated or used in other metallurgical processes
    • C21B2100/44Removing particles, e.g. by scrubbing, dedusting
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Definitions

  • the present invention relates to an agglomerated ore manufacturing method, a reduced iron manufacturing method, an agglomerated ore, a sintering machine, and a pellet firing furnace.
  • Methods for producing iron by reducing raw materials containing iron oxide include the blast furnace method, which uses coke as a reducing agent to produce hot metal, and the vertical furnace method, which uses reducing gas as a reducing agent. ), a method in which fine ore is reduced in a fluidized bed with reducing gas, and a method in which raw material agglomeration and reduction are integrated (rotary kiln method).
  • a reducing gas mainly composed of carbon monoxide (CO) or hydrogen (H 2 ) produced by reforming natural gas or coal is used as a reducing agent.
  • the raw material used and charged into the furnace is heated by convective heat transfer with the reducing gas and reduced, and then discharged out of the furnace.
  • Oxidized gases such as water (H 2 O) and carbon dioxide (CO 2 ), and H 2 gas and CO gas that did not contribute to the reduction reaction are discharged from the furnace.
  • the raw material (mainly Fe 2 O 3 ) charged into the furnace undergoes reduction reactions represented by the following equations (1) and (2) from CO gas and H 2 gas, which are reducing gases.
  • Fe 2 O 3 + 3CO ⁇ 2Fe + 3CO 2 (1)
  • Iron ore and agglomerated ore obtained by agglomerating fine-grained iron ore are mainly used as raw materials charged into the furnace.
  • the agglomerated ore for example, sintered ore produced by sintering fine-grained iron ore using a sintering machine, and pellets obtained by granulating fine-grained iron ore into spherical shapes and firing the pellets are used.
  • the temperature In the process of producing these agglomerates, the temperature must normally be 1200° C. or higher. Therefore, in the sintering manufacturing process, finely powdered coal or coke is charged together with iron ore as a coagulant, and the heat of combustion is utilized.
  • combustion heat of fossil fuels such as coal and natural gas is used to raise the temperature of the atmosphere.
  • Equation (2) the amount of reduction reaction by H 2 shown in Equation (2) should be increased.
  • Reduction reactions with CO and H 2 differ in the amount of heat generated or absorbed during the reaction. That is, the heat of reduction reaction by CO is +6710 kcal/kmol (Fe 2 O 3 ), while the heat of reduction reaction by H 2 is ⁇ 22800 kcal/kmol (Fe 2 O 3 ). That is, the former is an exothermic reaction, whereas the latter is an endothermic reaction.
  • Patent Document 1 discloses a method of preheating raw materials charged from above to 100°C or higher and 627°C or lower in advance.
  • Patent Document 1 requires equipment for preheating raw materials, which increases manufacturing costs.
  • a method of raising the temperature of the reducing gas instead of preheating the raw material is also conceivable, but excessively raising the temperature of hydrogen, which burns at a high speed and in a wide concentration range, poses a high safety risk.
  • an excessive temperature rise of the reducing gas induces deterioration of gas permeability in the furnace and dischargeability of raw materials due to melting of charged materials in the reducing furnace. Therefore, there is a limit to thermal compensation due to the temperature rise of the reducing gas.
  • the present invention has been made in view of the above problems, and an object of the present invention is to provide an agglomerate ore that can efficiently produce reduced iron by hydrogen reduction without preheating the raw material or raising the temperature of the reducing gas.
  • the gist and configuration of the present invention are as follows.
  • a method for producing an agglomerate ore comprising sintering a sintering raw material containing an iron-containing raw material and a cohesive agent in a sintering machine to form a sintered cake, and crushing the sintered cake to obtain an agglomerate ore.
  • a reducing gas is passed through the sintered cake on the sintering machine to reduce the iron oxide contained in the sintered cake, and the iron oxide contained in the agglomerate ore after crushing is reduced to 50%.
  • the sintering machine includes a sintering unit that sinters the sintering raw material to form the sintered cake, and a reducing unit that circulates the reducing gas through the sintered cake.
  • a method for producing an agglomerate ore comprising granulating an iron-containing raw material into raw pellets and firing the raw pellets in a pellet sintering furnace to obtain an agglomerate ore, On the pellet firing furnace, reducing gas is circulated through the pellets before reduction after firing to reduce the iron oxide contained in the iron-containing raw material, and the reduction rate of iron oxide contained in the agglomerate ore after reduction is determined.
  • Reduced iron is obtained by reducing iron oxide contained in the agglomerate ore produced by the method for producing agglomerate ore according to any one of [1] to [7] above. Production method.
  • a sintering unit for sintering a sintering raw material containing an iron-containing raw material and a cohesive material to form a sintered cake; a reduction unit for reducing iron oxide contained in the sintered cake by circulating a reducing gas through the sintered cake; a sintering machine.
  • a sintering unit that sinteres raw pellets containing an iron-containing raw material to obtain pre-reduction pellets; a reduction unit that reduces iron oxide contained in the iron-containing raw material by circulating a reducing gas through the pre-reduction pellets; a pellet firing furnace.
  • BRIEF DESCRIPTION OF THE DRAWINGS It is a figure which shows the outline
  • BRIEF DESCRIPTION OF THE DRAWINGS It is a figure which shows the outline
  • the present invention provides a process for reducing agglomerate ore as a pre-process of obtaining reduced iron by introducing a reducing gas containing hydrogen as a main component into a reducing furnace and reducing iron oxide contained in the agglomerate ore with the reducing gas. It relates to a manufacturing method.
  • the present inventors diligently studied a technique for reducing the amount of CO 2 emitted when producing agglomerate ore for producing reduced iron.
  • the present inventors have solved the problem of the endothermic reaction of the iron ore reduction reaction with hydrogen by a method that does not preheat the agglomerate ore in order to efficiently produce reduced iron from the agglomerate ore using hydrogen.
  • pellets made by baking fine ore into a spherical shape are used.
  • agglomerates called sintered ore obtained by sintering raw materials with a device called a sintering machine may also be used.
  • firing pellets the temperature is generally raised to 1300° C.
  • sintering sintered ore the temperature is generally raised to around 1250° C.
  • the pellets and sintered ore are collectively referred to as "agglomerate ore".
  • the agglomerate ore produced as described above must be transported to the facility (site) where it will be used.
  • the temperature of agglomerate ore is about 1260° C. for pellets and 800 to 1200° C. for sintered ore. Therefore, when the agglomerate ore is conveyed by a belt conveyor or the like, the belt may be burned. Therefore, conventionally, produced agglomerates such as pellets or sintered ores are charged into a device called a cooler, the sensible heat of the agglomerates is recovered, and then transported to the site. The recovered sensible heat is used, for example, in boilers.
  • the inventors of the present invention conceived of using the sensible heat of the agglomerate ore after production, which was conventionally recovered by a cooler, as a heat source for the reduction reaction with H 2 , and completed the present invention. of.
  • the sensible heat obtained during the production of the agglomerate ore to be charged into the reduction furnace is also used for the reduction reaction of iron oxide in the process of producing the agglomerate ore. If the agglomerate ore thus produced is reduced with hydrogen in a reducing furnace, reduced iron can be efficiently produced by hydrogen reduction without the need for preheating the raw material and raising the temperature of the reducing gas.
  • FIG. 1 shows an outline of a sintering machine 100. As shown in FIG. As shown in FIG. 1 , the sintering machine 100 has a sintering section 10 and a reducing section 11 .
  • the sintering raw material obtained by mixing the iron-containing raw material and the coagulant is charged onto the pallet 12 of the sintering section 10 via the charging hopper 14 and the drum feeder 15 .
  • the charged sintering raw material forms a raw material charged layer on the pallet 12 .
  • the sintering raw material in the raw material charging layer begins to be sintered when the coagulant in the uppermost layer is ignited by the ignition furnace, forming a combustion zone.
  • the combustion zone descends in the raw material charging layer as the pallet 12 moves. Then, the sintering raw material is sintered in the combustion zone to form a lump of sintered ore called a sinter cake.
  • a reducing section 11 is provided downstream of a sintering section 10 that sinters the sintered cake, and reducing gas is circulated in the reducing section 11 to reduce iron oxide contained in the sintered cake.
  • the sensible heat of the sintered cake is used to increase the reduction rate of iron oxide contained in the sintered cake so that the reduction rate of iron oxide in the agglomerated ore to be a product is 50% or more.
  • the sintered cake is discharged out of the sintering machine 100, and after being crushed, the sintered cake is appropriately sized to obtain an agglomerated ore as a product.
  • the produced agglomerate ore is conveyed to a reducing furnace for production of reduced iron, and iron oxide contained in the agglomerate ore is reduced to obtain reduced iron.
  • the iron oxide contained in the sintered cake is reduced by introducing the reducing gas, so that the reduction rate of the iron oxide contained in the produced agglomerate ore is 50% or more.
  • reduced iron can be efficiently produced by hydrogen reduction without preheating the agglomerate ore as a raw material and raising the temperature of the reducing gas.
  • the “reduction rate of iron oxide contained in the agglomerate ore” refers to the case where it is assumed that all of the total iron (T.Fe) contained in the agglomerate ore is Fe 2 O 3 is an index representing the ratio of the amount of oxygen (% by mass) derived from iron oxide contained in the agglomerate ore to the amount (% by mass) of oxygen derived from Fe 2 O 3 in the agglomerate ore.
  • the type of reducing gas is not particularly limited, it is preferably a gas containing hydrogen as a main component.
  • a gas containing hydrogen as a main component means a gas in which the content of hydrogen in the reducing gas is 50% by volume or more.
  • the content of H 2 contained in the reducing gas is preferably 70% by volume or more.
  • the reducing gas it is preferable to circulate the reducing gas from the bottom side of the sintered cake. Since the raw material charging layer is sintered from the upper layer, and the bottom layer is sintered on the most downstream side of the sintering unit 10, the temperature is higher on the lower side (pallet 12 side) than the upper side of the sintered cake. is assumed. Therefore, by circulating the reducing gas from the lower side of the sintered cake, the iron oxide in the sintered cake can be reduced more efficiently. In the example of FIG. 1, it is preferable to pass the reducing gas through the sintered cake from the bottom of the pallet 12 .
  • the sensible heat of the sintered cake is used for reduction, so there is no need to preheat the reducing gas to be introduced.
  • the temperature of the reducing gas to be introduced is not particularly limited, but in one example, it can be 0° C. or higher and 100° C. or lower.
  • the temperature of the reducing gas is measured, for example, by a thermometer installed at the inlet of the reducing gas.
  • the introduction amount of the reducing gas is not particularly limited as long as the above reduction rate can be achieved, but can be, for example, 280 Nm 3 /t-agglomerate or more.
  • the upper limit of the introduction amount of reducing gas is preferably 560 Nm 3 /t-agglomerate or less from the viewpoint of production cost.
  • the introduction amount of the reducing gas is measured by, for example, a gas flow meter installed at the reducing gas introduction port.
  • the upper limit of the residence time is not particularly limited, but from the viewpoint of productivity, the residence time is preferably 3600 seconds or less.
  • the residence time can be calculated by dividing the length of the reducing section 11 on the sintering machine 100 in the moving direction of the pallet 12 by the moving speed of the pallet 12 .
  • the reducing gas used to reduce the sintered cake may optionally be collected above the sintered cake.
  • the recovered reducing gas is subjected to dehydration, dust removal, CO 2 removal, etc., optionally added with additional reducing gas, and then recirculated from the bottom of the pallet to the sintered cake.
  • the coagulant is not particularly limited, and biomass raw materials, anthracite coal, coke, etc. can be used.
  • the coagulant preferably contains a biomass raw material.
  • biomass which is a carbon-neutral fuel
  • the biomass raw material used as the coagulant is not particularly limited, examples thereof include charcoal and coconut shell charcoal.
  • the coagulant preferably contains 50% by mass or more of the biomass raw material.
  • the coagulant may contain 100% by mass of biomass raw material.
  • the iron-containing raw material is not particularly limited, but may be, for example, iron ore, sintered return ore, blast furnace dust, steelmaking dust, rolling scale, and the like.
  • the iron - containing raw material may include SiO2 , Al2O3 , CaO, MgO, etc., as well as iron oxides such as Fe2O3 and FeO.
  • the mixing ratio of the iron-containing raw material and the coagulant is not particularly limited, either, and may be as known.
  • the sintering machine 100 used in the method for producing agglomerate ore according to the present embodiment sinters a sintering raw material containing an iron-containing raw material and a cohesive material to form a sintered cake. and a reduction unit 11 for reducing iron oxide contained in the sintered cake by circulating a reducing gas through the sintered cake.
  • the sintering unit 10 includes a charging hopper 14 for charging the sintering raw material, a drum feeder 15, a pallet 12 for conveying and sintering the sintering raw material, and loading the sintering raw material on the pallet 12.
  • An igniter that ignites the upper end of the charged raw material layer, a wind box 17 that sucks air in the raw material charged layer charged in the pallet 12 downward, and the like can be provided.
  • the reduction section 11 is provided downstream of the sintering section 10 .
  • the reducing section 11 is provided downstream of the sintering section 10, so that the reduction of the sintered cake on the sintering machine 100 is made possible.
  • the sintered cake is loaded into the reducing section 11 on a continuous pallet 12 .
  • the reducing section 11 has a reducing gas introducing section 13 for circulating the reducing gas into the sintered cake on the pallet 12 . It is preferable that the reducing gas introduction part 13 is provided at the lower part of the pallet 12 in order to allow the reducing gas to flow from the lower side of the sintered cake. In order to sufficiently reduce the iron oxide in the sintered cake, it is preferable that a plurality of reducing gas inlets 13 are provided below the pallet 12 . Moreover, the reducing section 11 preferably includes a reducing gas recovery section 16 in order to recover the reducing gas used for reducing the sintered cake. In addition, as described above, since the reduction section 11 performs reduction using the sensible heat of the sintered cake, the reduction section 11 does not need to be provided with a heating device.
  • FIG. 2 shows an outline of the method for producing agglomerate ore using a pellet kiln, particularly an outline of the pellet production process by the straight grate method.
  • Raw pellets obtained by granulating the iron-containing raw material in advance are charged from the charging hole 22 onto the traveling grate 23 of the firing section 20 of the pellet firing furnace 200 .
  • the raw pellets after charging move in the furnace together with the traveling grate 23 .
  • the firing gas is gradually passed through the raw pellets to dry and fire the raw pellets.
  • the pre-reduced pellets after firing are cooled on the downstream side of the firing section 20 and discharged out of the furnace.
  • reducing gas is circulated in the pre-reduction pellets after sintering in the reduction unit 21 provided downstream of the sintering unit 20, thereby reducing the iron oxide contained in the agglomerate ore after sintering.
  • the agglomerate ore is discharged out of the pellet firing furnace 200 to obtain a product.
  • the type of reducing gas to be circulated to the pre-reduction pellets is not particularly limited, and can be the same as in the first embodiment.
  • the reducing gas can be circulated from above or below the pellets before reduction. This is because, unlike the first embodiment, the pre-reduction pellets are uniformly heated in the present embodiment. Note that FIG. 2 shows an example in which the reducing gas is introduced from below the pellets before reduction. As in the first embodiment, optionally the circulated reducing gas may be recovered and circulated again.
  • the sensible heat of the pellets before reduction is used for reduction, so there is no need to preheat the reducing gas to be introduced.
  • the temperature of the reducing gas to be introduced is not particularly limited, but in one example, it can be 0° C. or higher and 100° C. or lower.
  • the temperature of the reducing gas is measured, for example, by a thermometer installed at the inlet of the reducing gas.
  • the introduction amount of the reducing gas is not particularly limited as long as the above reduction rate can be achieved, but can be, for example, 280 Nm 3 /t-agglomerate or more.
  • the term “Nm 3 /t-agglomerate” is a unit indicating the introduction amount (Nm 3 ) of reducing gas per unit weight (ton) of agglomerate.
  • the upper limit of the introduction amount of the reducing gas is preferably 560 Nm 3 /t-agglomerate or less from the viewpoint of production cost.
  • the introduction amount of the reducing gas is measured by, for example, a gas flow meter installed at the reducing gas introduction port.
  • the residence time is not particularly limited, but from the viewpoint of productivity, the residence time is preferably (3600 s or less). can be calculated by dividing by the moving speed of the traveling grate 23.
  • the iron-containing raw material for forming the raw pellets is not particularly limited, and can be the same as in Embodiment 1.
  • a high-temperature firing gas is introduced into the raw pellets.
  • the firing gas for example, a mixture of the combustion gas of the firing fuel and air can be used.
  • the firing fuel for adjusting the ambient temperature of the firing gas is not particularly limited, and a biomass raw material, natural gas, or the like can be used.
  • the firing fuel preferably contains a biomass raw material.
  • fossil fuels such as natural gas and coal have been used as firing fuels, and a certain amount of CO 2 has been emitted.
  • CO 2 emissions can be further suppressed by using biomass, which is a carbon-neutral fuel, as the firing fuel.
  • biomass raw material those exemplified in the first embodiment can be used.
  • the firing fuel preferably contains 50% by mass or more of the biomass raw material.
  • the firing fuel may contain 100% by mass of biomass raw material.
  • the pellet firing furnace 200 used in the method for producing an agglomerate ore according to the present embodiment includes a firing section 20 that transports and fires raw pellets containing iron-containing raw materials to obtain pre-reduction pellets. and a reduction section 21 for reducing iron oxide contained in the iron-containing raw material by circulating a reducing gas through the pellets before reduction.
  • the sintering unit 20 like a known pellet sintering machine, includes an insertion hole 22 for inserting raw pellets, a traveling grate 23 for conveying and sintering the raw pellets, and a gas for sintering to flow through the raw pellets.
  • a firing gas introduction unit, a firing gas recovery unit for recovering and reintroducing the firing gas, a firing gas heating unit for heating the firing gas, and the like may be provided.
  • the reduction section 21 is provided downstream of the baking section 20 .
  • the pre-reduced pellets after sintering are cooled downstream of the sintering section 20 and discharged out of the furnace.
  • the pellets before reduction on the pellet burning furnace 200 can be reduced.
  • Pellets are preferably introduced into the reduction section 21 on a continuous traveling grate 23 .
  • the reduction section 21 has a reduction gas introduction section for circulating the reduction gas into the pellets before reduction on the traveling grate 23 .
  • the reducing section 21 preferably includes a reducing gas recovery section. Further, as described above, since the reduction section 21 performs reduction using the sensible heat of the pellets before reduction, the reduction section 21 does not need to be provided with a heating device. Between the firing section 20 and the reducing section 21, a partition may be provided to appropriately separate the atmosphere.
  • the reduction rate of iron oxide contained in the agglomerate produced by the present agglomerate production method is 50% or more.
  • reduced iron can be efficiently produced by hydrogen reduction without preheating the agglomerate ore as a raw material and raising the temperature of the reducing gas.
  • the reduction rate of iron oxide contained in the agglomerate ore is preferably 50% or more, more preferably 55% or more.
  • the upper limit of the reduction rate of the iron oxide contained in the agglomerate ore is not particularly limited. can be:
  • Reduced iron can be obtained by reducing the iron oxide contained in the agglomerate ore produced by the method for producing agglomerate ore described above.
  • a known reducing furnace can be used for reducing the iron oxide contained in the agglomerate ore.
  • the type of the reducing furnace is not particularly limited, and it may be a shaft furnace or a blast furnace.
  • FIG. 3 shows an overview of the production of reduced iron using a shaft furnace. As shown in FIG.
  • a raw material charging device 30 for charging an agglomerate ore is arranged in the upper part of the shaft furnace 300 .
  • a raw material charging device 30 supplies the agglomerate ore to the upper part of the furnace.
  • a reducing gas is introduced into the furnace.
  • the agglomerate ore charged into the furnace is heated by heat exchange with the reducing gas, and the iron oxide contained in the agglomerate ore is reduced to become reduced iron.
  • the reduced agglomerate ore is discharged out of the furnace from the lower part of the furnace.
  • the reduction rate of iron oxide contained in the agglomerate ore produced using the agglomerate ore production method described above is 50% or more. Therefore, even if a gas containing hydrogen as a main component is used as the reducing gas to be introduced into the reducing furnace, the effect of heat absorption due to the hydrogen reduction reaction is small, and reduced iron can be efficiently produced.
  • a gas containing hydrogen as a main component means a gas in which the content of hydrogen in the reducing gas is 50% by volume or more.
  • the content of H 2 contained in the reducing gas is preferably 70% by volume or more. Since a hydrogen-based gas can be used as the reducing gas, CO2 emissions can also be reduced.
  • the present method for producing reduced iron preheating of the agglomerate ore as a raw material and raising of the temperature of the reducing gas introduced into the furnace are not required. Therefore, according to the present method for producing reduced iron, reduced iron can be produced safely without increasing the production cost.
  • the iron oxide contained in the product reduced iron is reduced by hydrogen reduction without preheating the raw material agglomerate ore and without raising the temperature of the reducing gas introduced into the furnace.
  • the percentage can be 90% or more, preferably 95% or more.
  • the “reduction rate of iron oxide contained in product reduced iron” is Fe 2 O 3 when it is assumed that all of the total iron content (T.Fe) contained in product reduced iron is Fe 2 O 3 It is an index representing the ratio of the amount of oxygen (% by mass) derived from iron oxide contained in product reduced iron to the amount (% by mass) of oxygen derived from iron oxide.
  • an agglomerate ore is produced using a sintering machine and a pellet sintering furnace, and reduced iron is produced in a shaft furnace using the agglomerate ore as a raw material. manufactured.
  • the reducing gas used in the pre-reduction was pure H 2 .
  • the shaft furnace as shown in Fig. 3, the agglomerate ore was charged from the top of the furnace without preheating, and pure H2 was used as the reducing gas.
  • the temperature of pure H2 was set to the same level as in the case of using a mixed gas of CO and H2 as the reducing gas.
  • Table 1 shows a list of results of operations performed to confirm the effectiveness of the method for producing agglomerate ore according to the present embodiment.
  • Table 1 shows a list of results of operations performed to confirm the effectiveness of the method for producing agglomerate ore according to the present embodiment.
  • CO 2 emissions ratio the ratio of CO 2 emissions in each operation to the CO 2 emissions of Comparative Example 1 is indicated as "CO 2 emissions ratio”.
  • Table 2 shows the composition of the agglomerate before charging into the shaft furnace and the pre-reduction rate in each example.
  • the product reduction rate and the reduction rate of the agglomerate ore (pre-reduction rate) in Tables 1 and 2 are all derived from Fe 2 O 3 in the product reduced iron or the total amount of iron in the agglomerate ore in each operation.
  • the ratio of the amount of oxygen derived from iron oxide actually contained in the product reduced iron or agglomerate ore to the amount of oxygen derived from Fe 2 O 3 is expressed as a percentage.
  • all iron is T.I. Fe
  • metallic iron is M.I. It is called Fe.
  • the results of each operation are briefly explained below.
  • Comparative Examples 1 and 2 are the results of operations using agglomerates produced by conventional methods. That is, in Comparative Example 1, sintered ore produced with a conventional sintering machine was used as agglomerate ore, and in Comparative Example 2, pellets produced with a conventional pellet firing furnace were charged into a shaft furnace as agglomerate ore, and hydrogen This is the result of an operation in which reduced iron was produced by reduction. As shown in Table 1, Comparative Examples 1 and 2 emitted a certain amount of CO 2 because anthracite coal or natural gas was used as the coagulant in the sintering machine or as the firing fuel in the pellet firing furnace.
  • Examples 1 and 2 are the results of operations using the agglomerate ore produced by the method for producing agglomerate ore according to the present embodiment. That is, in Example 1, sintered ore produced by a method of pre-reduction by circulating reducing gas after sintering in a sintering machine was used as agglomerated ore, and in Example 2, reducing gas was circulated after sintering in a pellet calcining furnace. Agglomerate ore is pellets produced by pre-reduction method. Each agglomerate ore was charged into a shaft furnace and reduced iron was produced by hydrogen reduction. At that time, the operation was performed so that the pre-reduction rate of the agglomerate ore was 50%.
  • Examples 3 and 4 are results of operations using the agglomerate ore produced by the agglomerate production method according to the present embodiment. That is, in Example 3, sintered ore produced by a method of pre-reduction by circulating reducing gas after sintering in a sintering machine was used as agglomerated ore, and in Example 4, reducing gas was circulated after sintering in a pellet calcining furnace. The agglomerate ore was produced by pre-reducing the pellets. Each produced agglomerate ore was charged into a shaft furnace to produce reduced iron by hydrogen reduction.
  • Example 3 and 4 the operation was performed so that the reduction rate of iron oxide contained in the agglomerate ore was 50%.
  • anthracite and natural gas were used as the coagulant in the sintering machine or as the firing fuel in the pellet firing furnace, so more CO 2 was emitted than in Examples 1 and 2. did.
  • the reduction rate of the product reduced iron was 95%, which was higher than the standard value, and it was confirmed that the shaft furnace could be operated using pure H2 as the reducing gas.
  • Comparative Examples 3 and 4 are the results of operations in which agglomerate ore was produced by adopting only some of the production conditions of the method for producing agglomerate ore according to the present embodiment, and the agglomerate ore was used. That is, in Comparative Example 3, sintered ore produced by a method of pre-reduction by circulating reducing gas after sintering in a sintering machine was used as agglomerated ore, and in Comparative Example 4, reducing gas was circulated after sintering in a pellet calcining furnace. This is the result of an operation in which pellets produced by a method of pre-reduction were charged as agglomerate ore into a shaft furnace, and reduced iron was produced by hydrogen reduction.
  • REFERENCE SIGNS LIST 100 sintering machine 10 sintering section 11 reducing section 12 pallet 13 reducing gas introduction section 14 charging hopper 15 drum feeder 16 reducing gas recovery section 17 wind box 200 pellet firing furnace 20 firing section 21 reducing section 22 charging hole 23 traveling grate 300 shaft furnace 30 raw material charging device

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

原料予熱の及び還元ガスの昇温を必要とせず、水素還元により還元鉄を効率的に製造することができる塊成鉱の製造方法を提供すること。 鉄含有原料および凝結材を含む焼結原料を焼結機にて焼結して焼結ケーキとし、該焼結ケーキを破砕して塊成鉱を得る、塊成鉱の製造方法であって、前記焼結機上にて前記焼結ケーキに還元ガスを流通させて、前記焼結ケーキに含まれる酸化鉄を還元し、破砕後の前記塊成鉱に含まれる酸化鉄の還元率を50%以上とする、塊成鉱の製造方法。

Description

塊成鉱の製造方法、還元鉄の製造方法、塊成鉱、焼結機及びペレット焼成炉
 本発明は、塊成鉱の製造方法、還元鉄の製造方法、塊成鉱、焼結機及びペレット焼成炉に関する。
 酸化鉄を含む原料を還元し鉄を生産する方式としては、還元材にコークスを利用して溶銑を製造する高炉法や、還元材に還元ガスを利用して竪型炉(以下、「シャフト炉」と言う。)に吹き込む方式、同じく還元ガスにより粉鉱石を流動層中で還元する方式、原料の塊成化と還元とが一体となった方式(ロータリーキルン方式)などが知られている。
 これらのうち、高炉法を除く還元鉄の製造法においては、還元材として天然ガスや石炭を改質して製造した一酸化炭素(CO)または水素(H)を主成分とした還元ガスが用いられ、炉内に装入された原料は、還元ガスとの対流伝熱により昇温されて還元された後、炉外に排出される。炉内からは水(HO)や二酸化炭素(CO)などの酸化したガスや、還元反応に寄与しなかったHガスやCOガスが排出される。
 炉内に装入された原料(主にFe)は、還元ガスであるCOガスやHガスから以下の式(1)および(2)に示す還元反応を受ける。
Fe + 3CO → 2Fe + 3CO  … (1)
Fe + 3H → 2Fe + 3HO … (2)
 すなわち、式(1)に示したCOガスによる還元では、還元後の排出ガスとしてCOガスが排出される。一方、式(2)に示したHガスによる還元では、還元後の排出ガスとしてHOガスが排出される。
 炉内に装入される原料としては、鉄鉱石や、細粒鉄鉱石を塊成化した塊成鉱が主に使用される。塊成鉱としては、たとえば焼結機を用いて細粒鉄鉱石を焼結して製造された焼結鉱や、細粒鉄鉱石を球状に造粒成形し焼成したペレットが用いられる。これら塊成鉱の製造プロセスでは、温度を通常1200℃以上とする必要がある。そのため、焼結製造工程では凝結材として鉄鉱石とともに微粉の石炭やコークスを装入してその燃焼熱を利用している。また、ペレット製造工程では雰囲気の昇温に石炭や天然ガスのような化石燃料の燃焼熱を利用している。
 ところで近年、COガス排出量の増加による地球温暖化が問題となっている。温暖化の要因とされる温室効果ガスの一つであるCOの排出量を抑制するためには、式(2)に示されるHによる還元反応量を増加させればよい。COおよびHによる還元反応では、それぞれ反応に伴い発熱または吸熱する熱量が異なる。すなわち、COによる還元反応熱が+6710 kcal/kmol(Fe)であるのに対して、Hによる還元反応熱は -22800 kcal/kmol(Fe)である。つまり、前者が発熱を伴う反応であるのに対し、後者は吸熱を伴う反応である。したがって、還元ガス中のH濃度を高めて式(2)の反応量の増大を意図した場合、著しい吸熱反応が生じて炉内の温度が低下し、還元反応の停滞を招くおそれがある。そのため、何らかの方法によって不足する熱を補償する必要がある。
 不足する熱を補償する技術として、特許文献1には、上部より装入される原料を、事前に100℃以上627℃以下にまで予熱する方法が開示されている。
特許第5630222号明細書
 しかしながら、特許文献1に提案された方法では、原料を事前に予熱する設備が必要となり、製造コストが増加する。また、原料の予熱に替えて還元ガスの温度を上昇させる方法も考えられるが、燃焼速度が速く広い濃度範囲で燃焼する水素を過度に昇温することは安全上高リスクである。さらに、還元ガスの過度な昇温は、還元炉内の装入物が溶融することに伴う炉内通気性、原料排出性の悪化を誘発する。そのため、還元ガスの昇温による熱補償にも限界がある。
 本発明は、上記課題に鑑みてなされたものであり、その目的は、原料予熱の及び還元ガスの昇温を必要とせず、水素還元により還元鉄を効率的に製造することができる塊成鉱の製造方法を提供することにある。
 本発明者らは、上記した課題を達成するために、鋭意検討を重ねた結果、次のような塊成鉱の製造方法により、上記課題を解決することができることを発見した。本発明の要旨構成は以下のとおりである。
[1] 鉄含有原料および凝結材を含む焼結原料を焼結機にて焼結して焼結ケーキとし、該焼結ケーキを破砕して塊成鉱を得る、塊成鉱の製造方法であって、
 前記焼結機上にて前記焼結ケーキに還元ガスを流通させて、前記焼結ケーキに含まれる酸化鉄を還元し、破砕後の前記塊成鉱に含まれる酸化鉄の還元率を50%以上とする、塊成鉱の製造方法。
[2] 前記焼結機は、前記焼結原料を焼結して前記焼結ケーキとする焼結部と、前記焼結ケーキに前記還元ガスを流通させる還元部とを備える、前記[1]に記載の塊成鉱の製造方法。
[3] 前記還元部にて、前記焼結ケーキの下側から前記還元ガスを導入する、前記[2]に記載の塊成鉱の製造方法。
[4] 前記凝結材がバイオマス原料を含む、前記[1]から[3]のいずれか1つに記載の塊成鉱の製造方法。
[5] 鉄含有原料を造粒して生ペレットとし、該生ペレットをペレット焼成炉にて焼成して塊成鉱を得る、塊成鉱の製造方法であって、
 前記ペレット焼成炉上にて、焼成後の還元前ペレットに還元ガスを流通させて、前記鉄含有原料に含まれる酸化鉄を還元し、還元後の塊成鉱に含まれる酸化鉄の還元率を50%以上とする、塊成鉱の製造方法。
[6] 前記ペレット焼成炉は、前記生ペレットを焼成して前記還元前ペレットとする焼成部と、前記還元前ペレットに前記還元ガスを流通させる還元部とを備える、前記[5]に記載の塊成鉱の製造方法。
[7] バイオマス原料を含む焼成用燃料により前記生ペレットを焼成する、前記[5]または[6]に記載の塊成鉱の製造方法。
[8] 前記[1]~[7]のいずれか1つに記載の塊成鉱の製造方法を用いて製造した塊成鉱に含まれる酸化鉄を還元して還元鉄を得る、還元鉄の製造方法。
[9] 酸化鉄の還元率が50%以上である、塊成鉱。
[10] 鉄含有原料および凝結材を含む焼結原料を焼結して焼結ケーキとする焼結部と、
 前記焼結ケーキに還元ガスを流通させて、前記焼結ケーキに含まれる酸化鉄を還元する還元部と、
を備える、焼結機。
[11] 鉄含有原料を含有する生ペレットを焼成して還元前ペレットとする焼成部と、
 前記還元前ペレットに還元ガスを流通させて前記鉄含有原料に含まれる酸化鉄を還元する還元部と、
を備える、ペレット焼成炉。
 本発明によれば、原料予熱の及び還元ガスの昇温を必要とせず、水素還元により還元鉄を効率的に製造することができる塊成鉱の製造方法を提供することができる。
焼結機を用いた塊成鉱の製造方法の概要を示す図である。 ペレット焼成炉を用いた塊成鉱の製造方法の概要を示す図である。 シャフト炉を用いた還元鉄の製造の概要を示す図である。
 本発明は、水素を主成分とする還元ガスを還元炉に導入して還元ガスにより塊成鉱中に含まれる酸化鉄を還元して還元鉄を得る工程の前工程としての、塊成鉱の製造方法に関する。
 本発明者らは、還元鉄製造用の塊成鉱を製造する際に排出されるCO量を低減する技術について鋭意検討した。また、本発明者らは、水素を用いて塊成鉱から還元鉄を効率的に製造する上で、塊成鉱の事前予熱ではない方法で、水素による鉄鉱石還元反応の吸熱という課題を解決する手法についても検討した。
 従来、還元炉で還元鉄を製造する際には、微粉鉱石のほか、粉鉱石を球状に焼き固めたペレットを使用している。また、還元炉の中でも主に高炉で用いられている例ではあるが、原料を焼結機と呼ばれる装置により焼結した焼結鉱と呼ばれる塊成鉱を使用することもある。ペレットを焼成する際には、通常1300℃、焼結鉱を焼結する際には、通常1250℃付近まで昇温される。本明細書では、上記ペレットと焼結鉱とを合わせて「塊成鉱」と称する。
 上述のように製造された塊成鉱は、使用する設備(サイト)まで搬送する必要がある。しかしながら、塊成鉱の温度は、ペレットが約1260℃、焼結鉱が800~1200℃である。そのため、ベルトコンベアなどで塊成鉱を搬送する場合には、ベルトが焼けてしまうおそれがある。そこで、従来、製造されたペレットまたは焼結鉱などの塊成鉱は、クーラーと呼ばれる装置に装入され、これら塊成鉱が有する顕熱が回収された後、サイトまで搬送されている。回収された顕熱は、例えばボイラーなどに使用されている。
 本発明者らは、従来、クーラーにより回収されていた、製造後の塊成鉱が有する顕熱を、Hによる還元反応のための熱源として利用することに想到し、本発明を完成させたのである。本発明では、還元炉に装入する塊成鉱の製造時に得た顕熱を、塊成鉱の製造工程の中で酸化鉄の還元反応にも利用する。こうして製造した塊成鉱を還元炉にて水素還元すれば、原料予熱の及び還元ガスの昇温を必要とせず、水素還元により還元鉄を効率的に製造することができる。
 以下、図面を参照して、本発明の実施形態について説明する。なお、本発明の要旨を逸脱しない範囲であれば、本発明の実施形態は下記の実施形態に限定されるものではない。
<<塊成鉱の製造方法>>
<実施形態1>
 まず、本発明の実施形態1に係る塊成鉱の製造方法について説明する。本実施形態においては、鉄含有原料および凝結材を含む焼結原料を焼結する焼結機上にて、焼結時の顕熱を利用して、焼結ケーキを還元し、酸化鉄の還元率が50%以上となった塊成鉱を得る。図1は、焼結機100の概略を示している。図1に示すように、焼結機100は、焼結部10と、還元部11とを有する。
 鉄含有原料および凝結材を混合して得た焼結原料を、装入ホッパー14、ドラムフィーダ15を経て、焼結部10のパレット12上に装入する。装入された焼結原料は、パレット12上で、原料装入層となる。原料装入層中の焼結原料は、点火炉によって最上層の凝結材が点火されて焼結し始め、燃焼領域を形成する。パレット12下部から空気を吸引して、原料装入層上部から下部にガス流れを形成することで、パレット12の移動とともに燃焼領域が原料装入層中を降下する。そして、燃焼領域によって焼結原料が焼結され、焼結ケーキと呼ばれる焼結鉱の塊となる。
 原料装入層全域を燃焼領域が通過すると、焼結原料の焼結が完了し、焼結ケーキが得られる。本製造方法では、焼結ケーキの焼結を行う焼結部10の下流に還元部11を設け、還元部11において還元ガスを流通し、焼結ケーキに含まれる酸化鉄を還元する。焼結部10の下流側において還元ガスを導入することで、焼結直後の焼結ケーキに残存している顕熱を利用して、焼結ケーキに含まれる酸化鉄を還元できる。このような手法で、焼結ケーキの顕熱を利用しながら製品となる塊成鉱の酸化鉄の還元率が50%以上になるように焼結ケーキに含まれる酸化鉄の還元率を高める。その後、焼結ケーキを焼結機100外へ排出し、破砕後、適宜整粒等を実施して、製品となる塊成鉱を得る。製造された塊成鉱を、還元鉄の製造のために還元炉に搬送し、塊成鉱に含まれる酸化鉄を還元して、還元鉄を得る。上述した手法によれば、酸化鉄の還元率が50%以上の塊成鉱を提供することができるため、還元炉において必要な還元反応の量が少なく、還元炉において水素還元により還元鉄を効率的に製造することが可能な塊成鉱を製造することができる。
 本製造方法においては、還元ガスの導入により、焼結ケーキに含まれる酸化鉄を還元して、製造される塊成鉱に含まれる酸化鉄の還元率を50%以上とする。これにより、原料となる塊成鉱の予熱の及び還元ガスの昇温を必要とせず、水素還元により還元鉄を効率的に製造することができる。なお、本明細書中で、「塊成鉱に含まれる酸化鉄の還元率」とは、塊成鉱に含まれる全鉄分(T.Fe)の全てがFeであると仮定した場合のFe由来の酸素量(質量%)に対する、塊成鉱に含まれる酸化鉄由来の酸素量(質量%)の比率を百分率で表した指標である。
 還元ガスの種類は特に限定されないが、水素を主成分とするガスとすることが好ましい。ここで、「水素を主成分とするガス」とは、還元ガス中の水素の含有量が、50体積%以上であるガスを意味している。還元ガスに含まれるHの含有量は、好ましくは70体積%以上である。Hを主成分とする還元ガスを用いて還元反応を行うことで、COを主成分とする還元ガスを用いて還元反応を行う場合に比べて、COの排出量を抑制することができる。また、水素のような還元反応が吸熱反応となる還元ガスを用いることで、酸化鉄の還元と焼結ケーキの冷却とを並行して行うこともできる。CO排出量を低減するため、還元ガス中のCO含有量は極力低減することが好ましい。還元ガス中のCO含有量は、好ましくは、20体積%以下、より好ましくは、10体積%以下である。
 還元ガスは焼結ケーキの下側から流通させることが好ましい。原料装入層の上層部から焼結され、最下層が焼結部10の最下流側で焼結されるため、焼結ケーキの上側よりも下側(パレット12側)の方が高温であることが想定される。そのため、還元ガスを焼結ケーキの下側から流通させることで、より効率よく焼結ケーキ中の酸化鉄を還元することができる。図1の例においては、パレット12下部から焼結ケーキに還元ガスを流通させることが好ましい。
 本製造方法においては、焼結ケーキの顕熱を利用して還元を行うことから、導入する還元ガスを事前加熱する必要はない。導入する還元ガスの温度は特に限定されないが、一例においては、0℃以上とし、また100℃以下とし得る。なお、上記還元ガスの温度は、例えば、還元ガスの導入口に設置した温度計によって測定する。
 還元ガスの導入量は、上記還元率が達成できれば特に限定されないが、例えば、280Nm/t-塊成鉱以上とすることができる。還元ガスの導入量の上限は、製造コストの観点から、560Nm/t-塊成鉱以下とすることが好ましい。なお、上記還元ガスの導入量は、例えば、還元ガスの導入口に設置した気体流量計によって測定する。また、焼結ケーキをより好適に還元するため、焼結ケーキを還元ガス中で900s以上滞留させることが好ましい。滞留時間の上限は特に限定されないが、生産性の観点から、3600s以下滞留させることが好ましい。なお、上記滞留時間は、焼結機100上の還元部11のパレット12の移動方向における長さを、パレット12の移動速度で除算することによって計算できる。
 焼結ケーキの還元に使用された還元ガスは、任意で焼結ケーキの上方で回収され得る。回収された還元ガスは、脱水、脱塵、脱CO等の処理がなされた後、任意で還元ガスを追加して、再度パレット下部から焼結ケーキに流通され得る。
 凝結材は特に限定されず、バイオマス原料、無煙炭、コークス等を用いることができる。凝結材は、バイオマス原料を含むことが好ましい。従来、無煙炭やコークスといった化石燃料由来の燃料が凝結材として使用されていた。これに対し、カーボンニュートラル燃料であるバイオマスを凝結材として使用することで、CO排出量をより抑制することができる。凝結材として使用するバイオマス原料は特に限定されないが、例えば、木炭やヤシ殻炭等が挙げられる。凝結材は、好ましくは、バイオマス原料を、50質量%以上含む。凝結材は、バイオマス原料を100質量%含んでいてもよい。
 鉄含有原料は、特に限定されないが、例えば、鉄鉱石、焼結返鉱、高炉ダスト、製鋼ダスト、圧延スケール等であり得る。鉄含有量原料は、Fe、FeO等の酸化鉄の他、SiO,Al,CaO、MgO等を含み得る。
 鉄含有原料と凝結材との混合比率も特に限定されず、公知の通りにすればよい。
 次に、本実施形態に係る焼結機について説明する。本実施形態に係る塊成鉱の製造方法において用いられる焼結機100は、図1に示すように、鉄含有原料および凝結材を含む焼結原料を焼結して焼結ケーキとする焼結部10と、焼結ケーキに還元ガスを流通させて、焼結ケーキに含まれる酸化鉄を還元する還元部11と、を備える。
 焼結部10は、公知の焼結機同様、焼結原料を装入するための装入ホッパー14、ドラムフィーダ15、焼結原料を搬送しつつ焼結するためのパレット12、パレット12に装入された原料装入層の上端に点火する点火装置、パレット12に装入された原料装入層中の空気を下方に吸引するウインドボックス17等を備え得る。
 還元部11は、焼結部10の下流に設けられる。本焼結機100では、焼結部10の下流に還元部11を設けることで、焼結機100上における焼結ケーキの還元を可能とした。焼結ケーキの顕熱をより好適に利用するために、図1に示すように、焼結部10の下流に還元部11が直結されており、焼結部10中で搬送されつつ焼結された焼結ケーキが、連続したパレット12上にて還元部11に装入されるようになっていることが好ましい。
 還元部11は、パレット12上の焼結ケーキ中に還元ガスを流通させるための還元ガス導入部13を有する。焼結ケーキの下側から還元ガスを流通させるために、還元ガス導入部13はパレット12下部に設けられていることが好ましい。焼結ケーキ中の酸化鉄を十分に還元するために、還元ガス導入部13はパレット12下部に複数設けられていることが好ましい。また、焼結ケーキの還元に使用された還元ガスを回収するために、還元部11は還元ガス回収部16を備えることが好ましい。また、上述した通り、還元部11においては、焼結ケーキの顕熱を利用して還元を行うことから、還元部11には加熱装置を設ける必要がない。
<実施形態2>
 次に、本発明の実施形態2に係る塊成鉱の製造方法について説明する。本実施形態においては、鉄含有原料を造粒して得た生ペレットを焼成するペレット焼成機上にて、焼成時の顕熱を利用して、還元前ペレットを還元し、酸化鉄の還元率が50%以上となった塊成鉱を得る。図2に、ペレット焼成炉を用いた塊成鉱の製造方法の概要、特にストレートグレート法によるペレット製造工程の概略を示す。事前に鉄含有原料を造粒して得た生ペレットを、装入孔22からペレット焼成炉200の焼成部20のトラベリンググレート23上に装入する。装入後の生ペレットはトラベリンググレート23とともに炉内を移動する。その過程で、生ペレットに徐々に焼成用ガスを流通させて、生ペレットの乾燥及び焼成が行われる。
 焼成後の還元前ペレットは、従来であれば焼成部20の下流側で冷却され、炉外へ排出される。一方、本製造方法では、焼成部20の下流に設けられた還元部21にて焼成後の還元前ペレット中に還元ガスを流通させることで、焼成後の塊成鉱中に含まれる酸化鉄の還元率を50%以上とした後、塊成鉱中をペレット焼成炉200外へ排出し、製品とする。以上の手法により、還元炉において水素還元により還元鉄を効率的に製造することができる塊成鉱を製造することができる。
 還元前ペレットに流通させる還元ガスの種類は特に限定されず、実施形態1と同様にすることができる。
 本実施形態においては、還元前ペレットに対して上方または下方から還元ガスを流通させ得る。本実施形態においては、実施形態1とは異なり、還元前ペレットが均一に加熱されていると考えられるためである。なお、図2においては、還元前ペレットの下方から還元ガスを導入する例を示している。実施形態1同様、任意で流通された還元ガスを回収し、再度流通させてもよい。
 本製造方法においては、還元前ペレットの顕熱を利用して還元を行うことから、導入する還元ガスを事前加熱する必要はない。導入する還元ガスの温度は特に限定されないが、一例においては、0℃以上とし、また100℃以下とし得る。なお、上記還元ガスの温度は、例えば、還元ガスの導入口に設置した温度計によって測定する。
 還元ガスの導入量は、上記還元率が達成できれば特に限定されないが、例えば、280Nm/t-塊成鉱以上とすることができる。なお、「Nm/t-塊成鉱」とは、単位重量(ton)の塊成鉱あたりの還元ガスの導入量(Nm)を示す単位である。還元ガスの導入量の上限は、製造コストの観点から、560Nm/t-塊成鉱以下とすることが好ましい。なお、上記還元ガスの導入量は、例えば、還元ガスの導入口に設置した気体流量計によって測定する。また、還元前ペレットをより好適に還元するため、還元前ペレットを還元ガス中で900s以上滞留させることが好ましい。滞留時間の上限は特に限定されないが、生産性の観点から、(3600s以下滞留させることが好ましい。なお、上記滞留時間は、ペレット焼成機上の還元部21のトラベリンググレート23の移動方向における長さを、トラベリンググレート23の移動速度で除算することによって計算できる。
 生ペレットを形成する鉄含有原料は特に限定されず、実施例形態1と同様にすることができる。
 生ペレットを焼成する際には、生ペレットに対して高温の焼成用ガスを導入する。焼成用ガスとしては、例えば、焼成用燃料の燃焼ガスと空気との混合物を用いることができる。焼成用ガスの雰囲気温度を調整する焼成用燃料は特に限定されず、バイオマス原料、天然ガス等を用いることができる。焼成用燃料は、好ましくは、バイオマス原料を含む。従来、焼成用燃料としては天然ガスや石炭のような化石燃料が用いられており、一定量のCOが排出されていた。これに対し、本製造方法では、カーボンニュートラル燃料であるバイオマスを焼成用燃料として使用することで、CO排出量をより抑制することができる。バイオマス原料としては、実施形態1において例示したものを使用することができる。焼成用燃料は、好ましくは、バイオマス原料を、50質量%以上含む。焼成用燃料は、バイオマス原料を100質量%含んでいてもよい。
 次に、本実施形態に係るペレット焼成炉について説明する。本実施形態に係る塊成鉱の製造方法において用いられるペレット焼成炉200は、図2に示すように、鉄含有原料を含有する生ペレットを搬送しつつ焼成して還元前ペレットとする焼成部20と、還元前ペレットに還元ガスを流通させて鉄含有原料に含まれる酸化鉄を還元する還元部21と、を備える。
 焼成部20は、公知のペレット焼成機同様、生ペレットを装入するための装入孔22、生ペレットを搬送しつつ焼成するためのトラベリンググレート23、焼成用ガスを生ペレットに流通させるための焼成用ガス導入部、焼成用ガスを回収して再度導入するための焼成用ガス回収部、焼成用ガスを加熱するための焼成用ガス加熱部等を備え得る。
 還元部21は、焼成部20の下流に設けられる。上述したように、従来、焼成後の還元前ペレットは、焼成部20の下流側で冷却され、炉外へ排出されていた。しかしながら、本ペレット焼成炉200においては、焼成部20の下流に還元部21を設けることで、ペレット焼成炉200上における還元前ペレットの還元を可能とした。還元前ペレットの顕熱をより好適に利用するために、図2に示すように、焼成部20の下流に還元部21が直結されており、焼成部20中で搬送されつつ焼成された還元前ペレットが、連続したトラベリンググレート23上にて還元部21に装入されるようになっていることが好ましい。
 還元部21は、トラベリンググレート23上の還元前ペレット中に還元ガスを流通させるための還元ガス導入部を有する。また、還元前ペレットの還元に使用された還元ガスを回収するために、還元部21は還元ガス回収部を備えることが好ましい。また、上述した通り、還元部21においては、還元前ペレットの顕熱を利用して還元を行うことから、還元部21には加熱装置を設ける必要がない。焼成部20と還元部21との間には、適宜雰囲気を分けるための仕切りが設けられ得る。
<塊成鉱>
 本塊成鉱の製造方法により製造される塊成鉱に含まれる酸化鉄の還元率は、50%以上である。これにより、原料となる塊成鉱の予熱の及び還元ガスの昇温を必要とせず、水素還元により還元鉄を効率的に製造することができる。塊成鉱に含まれる酸化鉄の還元率は、好ましくは50%以上、より好ましくは55%以上である。塊成鉱に含まれる酸化鉄の還元率の上限は特に限定されないが、塊成鉱製造工程において塊成鉱製造後の顕熱を使い切る以上に還元させることは効率が悪いという理由から、65%以下であり得る。
<還元鉄の製造方法>
 上述した塊成鉱の製造方法を用いて製造した塊成鉱に含まれる酸化鉄を還元して還元鉄を得ることができる。塊成鉱に含まれる酸化鉄の還元には、公知の還元炉を用いることができる。還元炉の種類は特に限定されず、シャフト炉の他、高炉であってもよい。上述したように、本製造方法によれば、塊成鉱に含まれる酸化鉄が部分還元されていることから、原料予熱の及び還元ガスの昇温を必要とせず、水素還元により還元鉄を効率的に製造することができる。図3に、シャフト炉を用いた還元鉄の製造の概要を示す。図3に示すように、シャフト炉300の上部には、塊成鉱を装入するための原料装入装置30が配設される。原料装入装置30は炉上部へと塊成鉱を供給する。還元ガスを炉内に導入する。炉内に装入後の塊成鉱は、還元ガスとの熱交換により昇温され、塊成鉱に含まれる酸化鉄が還元されて還元鉄となる。還元された塊成鉱は、炉下部から炉外へ排出される。
 上述したように、上述した塊成鉱の製造方法を用いて製造した塊成鉱に含まれる酸化鉄の還元率は50%以上である。よって、還元炉内に導入する還元ガスとして、水素を主成分とするガスを用いても、水素還元反応による吸熱の影響が少なく、還元鉄を効率的に製造することができる。ここで、「水素を主成分とするガス」とは、還元ガス中の水素の含有量が、50体積%以上であるガスを意味している。還元ガスに含まれるHの含有量は、好ましくは70体積%以上である。水素を主体とするガスを還元ガスとして用いることができるため、CO排出量を低減することもできる。また、本還元鉄の製造方法においては、原料となる塊成鉱の予熱、及び炉内に導入する還元ガスの昇温を必要としない。よって、本還元鉄の製造方法によれば、製造コストを高めることなく、かつ安全に、還元鉄を製造することができる。本還元鉄の製造方法によれば、原料となる塊成鉱の予熱、及び炉内に導入する還元ガスの昇温を必要とせずに、水素還元によって、製品還元鉄に含まれる酸化鉄の還元率を、90%以上、好ましくは95%以上とすることができる。ここで、「製品還元鉄に含まれる酸化鉄の還元率」とは、製品還元鉄に含まれる全鉄分(T.Fe)の全てがFeであると仮定した場合のFe由来の酸素量(質量%)に対する、製品還元鉄に含まれる酸化鉄由来の酸素量(質量%)の比率を百分率で表した指標である。
 以下、本発明の実施例について説明するが、本発明は実施例に限定されない。本実施形態に係る塊成鉱の製造方法の有効性を確認するために、焼結機、ペレット焼成炉を用いて塊成鉱を製造し、その塊成鉱を原料としてシャフト炉により還元鉄を製造した。焼結機、ペレット焼成炉において事前還元を行う場合は、事前還元において用いる還元ガスは純Hとした。シャフト炉では、図3に示すように、炉頂から塊成鉱を予熱せずに装入し、還元ガスとして純Hを用いた。純Hの温度は、COとHとの混合ガスを還元ガスとして用いる場合と同程度にした。以上の操業を行う中で、製品還元鉄の還元率に着目し、製品還元鉄の還元率が90%以上となることを基準に良否の判定を行った。また、塊成鉱製造工程及び還元鉄製造工程におけるCO排出量の変化にも着目し、本実施形態の手法でCO排出量を削減できているかどうかも併せて確認した。
 表1に、本実施形態に係る塊成鉱の製造方法の有効性を確認するために行った操業の結果の一覧を示す。なお、表1には、CO排出量の指標として、比較例1のCO排出量に対する各操業でのCO排出量の割合を、「CO排出量比率」として記した。
 表2に、各例におけるシャフト炉装入前の塊成鉱の成分と事前還元率とを示す。ここで、表1,2における製品還元率及び塊成鉱の還元率(事前還元率)は、各操業における製品還元鉄または塊成鉱中の全鉄量の全てがFe由来であると仮定した場合のFe由来の酸素量に対する、製品還元鉄または塊成鉱に実際に含まれる酸化鉄由来の酸素量の比率を百分率で表したものである。また、表2中では、全鉄をT.Fe、金属鉄をM.Feと称している。以下にそれぞれの操業結果について簡潔に説明する。
 比較例1,2は、従来の方法で製造した塊成鉱を使用した操業の結果である。すなわち、比較例1は従来の焼結機で製造した焼結鉱を塊成鉱として、比較例2では従来のペレット焼成炉で製造したペレットを塊成鉱としてシャフト炉へ装入して、水素還元により還元鉄を製造した操業の結果である。表1に示す通り、比較例1,2では焼結機における凝結材あるいはペレット焼成炉における焼成用燃料として無煙炭や天然ガスを使用したため、一定量のCOを排出した。また、塊成鉱の製造工程において事前還元を実施しなかったために、シャフト炉内での水素還元反応による吸熱の影響が製品還元率に現れ、シャフト炉における還元鉄製造工程での製品還元鉄の還元率は40%となった。これらの操業で採用した塊成鉱の製造方法では、製品還元鉄の還元率が基準値を満たさないことが確認された。
 実施例1,2は本実施形態に係る塊成鉱の製造方法で製造した塊成鉱を使用した操業の結果である。すなわち、実施例1では焼結機で焼結後に還元ガスを流通して事前還元する方法で製造した焼結鉱を塊成鉱とし、実施例2ではペレット焼成炉で焼成後に還元ガスを流通して事前還元する方法で製造したペレットを塊成鉱としている。各塊成鉱をシャフト炉へ装入して、水素還元により還元鉄を製造した。その際、塊成鉱の事前還元率が50%になるように操業を行った。表1に示す通り、実施例1,2では、焼結機における凝結材あるいはペレット焼成炉における焼成用燃料としてバイオマスを使用したため、比較例1,2に比してCO排出量は減少した。また、製品還元鉄の還元率も95%と基準値以上の値になり、純Hを還元ガスとしてシャフト炉を操業することができることが確認された。
 次に、実施例3,4について説明する。実施例3,4は本実施形態に係る塊成鉱の製造方法で製造した塊成鉱を使用した操業の結果である。すなわち、実施例3は焼結機で焼結後に還元ガスを流通して事前還元する方法で製造した焼結鉱を塊成鉱とし、実施例4ではペレット焼成炉で焼成後に還元ガスを流通して事前還元する方法で製造したペレットを塊成鉱とした。製造した各塊成鉱をシャフト炉へ装入して、水素還元により還元鉄を製造した。その際、実施例3,4において、塊成鉱中に含まれる酸化鉄の還元率が50%になるように操業を行った。表1に示す通り、実施例3,4では焼結機における凝結材、あるいはペレット焼成炉における焼成用燃料として、無煙炭、天然ガスを使用したため、実施例1、2よりも多くのCOを排出した。しかしながら、実施例3,4において、製品還元鉄の還元率は95%と基準値以上の値になり、純Hを還元ガスとしてシャフト炉を操業することができることが確認された。
 比較例3、4は、本実施形態に係る塊成鉱の製造方法のうち、一部製造条件のみを採用して塊成鉱を製造し、該塊成鉱を使用した操業の結果である。すなわち、比較例3は焼結機で焼結後に還元ガスを流通して事前還元する方法で製造した焼結鉱を塊成鉱として、比較例4ではペレット焼成炉で焼成後に還元ガスを流通して事前還元する方法で製造したペレットを塊成鉱としてシャフト炉へ装入して、水素還元により還元鉄を製造した操業の結果である。その際、比較例3,4の各塊成鉱製造工程においては、塊成鉱の事前還元率が40%になるように操業を行った。表1に示す通り、比較例3,4では焼結機における凝結材あるいはペレット焼成炉における燃料としてバイオマスを使用したため、比較例1,2に比してCO排出量は減少したものの、塊成鉱製造工程での事前還元が不足したために、シャフト炉内での水素還元反応による吸熱の影響が製品還元率に現れ、製品還元鉄の還元率は78%となり、基準の90%を下回った。
 以上の比較例3、4の操業のように、本実施形態に係る塊成鉱の製造方法に係る製造条件を満たさない例では、CO排出量を削減することは可能なものの、製品還元鉄の還元率の基準を満たすことはできず、純Hを還元ガスとしたシャフト炉の操業はできないことが確認された。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
 100 焼結機
 10 焼結部
 11 還元部
 12 パレット
 13 還元ガス導入部
 14 装入ホッパー
 15 ドラムフィーダ
 16 還元ガス回収部
 17 ウインドボックス
 200 ペレット焼成炉
 20 焼成部
 21 還元部
 22 装入孔
 23 トラベリンググレート
 300 シャフト炉
 30 原料装入装置

Claims (11)

  1.  鉄含有原料および凝結材を含む焼結原料を焼結機にて焼結して焼結ケーキとし、該焼結ケーキを破砕して塊成鉱を得る、塊成鉱の製造方法であって、
     前記焼結機上にて前記焼結ケーキに還元ガスを流通させて、前記焼結ケーキに含まれる酸化鉄を還元し、破砕後の前記塊成鉱に含まれる酸化鉄の還元率を50%以上とする、塊成鉱の製造方法。
  2.  前記焼結機は、前記焼結原料を焼結して前記焼結ケーキとする焼結部と、前記焼結ケーキに前記還元ガスを流通させる還元部とを備える、請求項1に記載の塊成鉱の製造方法。
  3.  前記還元部にて、前記焼結ケーキの下側から前記還元ガスを導入する、請求項2に記載の塊成鉱の製造方法。
  4.  前記凝結材がバイオマス原料を含む、請求項1から3のいずれか1項に記載の塊成鉱の製造方法。
  5.  鉄含有原料を造粒して生ペレットとし、該生ペレットをペレット焼成炉にて焼成して塊成鉱を得る、塊成鉱の製造方法であって、
     前記ペレット焼成炉上にて、焼成後の還元前ペレットに還元ガスを流通させて、前記鉄含有原料に含まれる酸化鉄を還元し、還元後の塊成鉱に含まれる酸化鉄の還元率を50%以上とする、塊成鉱の製造方法。
  6.  前記ペレット焼成炉は、前記生ペレットを焼成して前記還元前ペレットとする焼成部と、前記還元前ペレットに前記還元ガスを流通させる還元部とを備える、請求項5に記載の塊成鉱の製造方法。
  7.  バイオマス原料を含む焼成用燃料により前記生ペレットを焼成する、請求項5または6に記載の塊成鉱の製造方法。
  8.  請求項1~7のいずれか1項に記載の塊成鉱の製造方法を用いて製造した塊成鉱に含まれる酸化鉄を還元して還元鉄を得る、還元鉄の製造方法。
  9.  酸化鉄の還元率が50%以上である、塊成鉱。
  10.  鉄含有原料および凝結材を含む焼結原料を焼結して焼結ケーキとする焼結部と、
     前記焼結ケーキに還元ガスを流通させて、前記焼結ケーキに含まれる酸化鉄を還元する還元部と、
    を備える、焼結機。
  11.  鉄含有原料を含有する生ペレットを焼成して還元前ペレットとする焼成部と、
     前記還元前ペレットに還元ガスを流通させて前記鉄含有原料に含まれる酸化鉄を還元する還元部と、
    を備える、ペレット焼成炉。
PCT/JP2022/017432 2021-06-17 2022-04-08 塊成鉱の製造方法、還元鉄の製造方法、塊成鉱、焼結機及びペレット焼成炉 WO2022264667A1 (ja)

Priority Applications (6)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CA3217409A CA3217409A1 (en) 2021-06-17 2022-04-08 Method for producing agglomerated ore, method for producing reduced iron, agglomerated ore, sintering machine and pellet firing furnace
CN202280039281.4A CN117413077A (zh) 2021-06-17 2022-04-08 团块矿的制造方法、还原铁的制造方法、团块矿、烧结机以及球团焙烧炉
EP22824662.5A EP4324938A1 (en) 2021-06-17 2022-04-08 Method for producing agglomerated ore, method for producing reduced iron, agglomerated ore, sintering machine and pellet firing furnace
AU2022292254A AU2022292254A1 (en) 2021-06-17 2022-04-08 Method for producing agglomerated ore, method for producing reduced iron, agglomerated ore, sintering machine and pellet firing furnace
JP2022542313A JP7323075B2 (ja) 2021-06-17 2022-04-08 塊成鉱の製造方法、還元鉄の製造方法、塊成鉱、焼結機及びペレット焼成炉
BR112023026090A BR112023026090A2 (pt) 2021-06-17 2022-04-08 Método para produzir minério aglomerado, método para produzir ferro reduzido, minério aglomerado, máquina de sinterização e forno de queima de pellet

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2021-101097 2021-06-17
JP2021101097 2021-06-17

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2022264667A1 true WO2022264667A1 (ja) 2022-12-22

Family

ID=84527329

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/JP2022/017432 WO2022264667A1 (ja) 2021-06-17 2022-04-08 塊成鉱の製造方法、還元鉄の製造方法、塊成鉱、焼結機及びペレット焼成炉

Country Status (7)

Country Link
EP (1) EP4324938A1 (ja)
JP (1) JP7323075B2 (ja)
CN (1) CN117413077A (ja)
AU (1) AU2022292254A1 (ja)
BR (1) BR112023026090A2 (ja)
CA (1) CA3217409A1 (ja)
WO (1) WO2022264667A1 (ja)

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS61201739A (ja) * 1985-03-04 1986-09-06 Sumitomo Metal Ind Ltd 焼結鉱の処理方法
JP2002097507A (ja) * 2000-09-19 2002-04-02 Mitsubishi Heavy Ind Ltd 溶銑製造方法および溶銑製造装置
JP2003328044A (ja) * 2002-05-09 2003-11-19 Nippon Steel Corp バイオマス炭化物を利用した焼結鉱製造方法及び下方吸引式焼結鉱製造装置
JP2020003123A (ja) * 2018-06-27 2020-01-09 日本製鉄株式会社 ドワイトロイド焼結機

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS61201739A (ja) * 1985-03-04 1986-09-06 Sumitomo Metal Ind Ltd 焼結鉱の処理方法
JP2002097507A (ja) * 2000-09-19 2002-04-02 Mitsubishi Heavy Ind Ltd 溶銑製造方法および溶銑製造装置
JP2003328044A (ja) * 2002-05-09 2003-11-19 Nippon Steel Corp バイオマス炭化物を利用した焼結鉱製造方法及び下方吸引式焼結鉱製造装置
JP2020003123A (ja) * 2018-06-27 2020-01-09 日本製鉄株式会社 ドワイトロイド焼結機

Also Published As

Publication number Publication date
CN117413077A (zh) 2024-01-16
JPWO2022264667A1 (ja) 2022-12-22
JP7323075B2 (ja) 2023-08-08
CA3217409A1 (en) 2022-12-22
EP4324938A1 (en) 2024-02-21
AU2022292254A1 (en) 2023-11-30
BR112023026090A2 (pt) 2024-03-12

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US2792298A (en) Iron oxide reduction
JP4384698B2 (ja) 焼結鉱の製造方法
AU2021202096B2 (en) Metallurgical furnace for producing metal alloys
US20110024681A1 (en) Titanium oxide-containing agglomerate for producing granular metallic iron
JP2732522B2 (ja) 自溶性又は非自溶性で、自己還元性の鉱塊又は鉱石から鉄又は非鉄金属を製造する装置
JP2018178252A (ja) 回転炉床炉を用いた還元鉄の製造方法及び回転炉床炉
JP4918754B2 (ja) 半還元焼結鉱およびその製造方法
JP7323075B2 (ja) 塊成鉱の製造方法、還元鉄の製造方法、塊成鉱、焼結機及びペレット焼成炉
WO2022209013A1 (ja) 還元鉄の製造方法および還元鉄の製造装置
JP4085493B2 (ja) 高品質焼結鉱の製造方法
JP2016130341A (ja) マグネタイト鉱石を用いた焼結鉱原料の製造方法
JP4379083B2 (ja) 半還元塊成鉱の製造方法
JP4214111B2 (ja) 部分還元鉄の製造方法及び部分還元鉄製造用竪型シャフト炉
TWI802162B (zh) 還原爐之操作方法
EP4353841A1 (en) Shaft furnace operation method and reduce iron production method
KR101321076B1 (ko) 부분환원 펠렛 제조방법
JP5892317B2 (ja) 高炉用原料の製造方法
JP6246865B2 (ja) 原料の処理方法及び原料の処理装置
JP5971482B2 (ja) 塊成鉱の製造方法
JP2002226904A (ja) 高炉操業方法
JP2001271121A (ja) 高炉用焼結鉱の製造方法
JPH0723503B2 (ja) 溶銑製造方法
JP2006176860A (ja) 部分還元鉄の製造方法及び部分還元鉄製造用竪型シャフト炉
JPS59176578A (ja) 溶融還元装置

Legal Events

Date Code Title Description
ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2022542313

Country of ref document: JP

Kind code of ref document: A

121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 22824662

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 3217409

Country of ref document: CA

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2022824662

Country of ref document: EP

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2022292254

Country of ref document: AU

Ref document number: AU2022292254

Country of ref document: AU

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2022824662

Country of ref document: EP

Effective date: 20231113

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 18564756

Country of ref document: US

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2022292254

Country of ref document: AU

Date of ref document: 20220408

Kind code of ref document: A

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 202280039281.4

Country of ref document: CN

REG Reference to national code

Ref country code: BR

Ref legal event code: B01A

Ref document number: 112023026090

Country of ref document: BR

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2023136149

Country of ref document: RU

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 112023026090

Country of ref document: BR

Kind code of ref document: A2

Effective date: 20231211