WO2023204063A1 - 直接還元鉄の溶解方法、固体鉄および固体鉄の製造方法、土木建築用資材および土木建築用資材の製造方法ならびに直接還元鉄の溶解システム - Google Patents
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Definitions
- the present invention relates to a method for dissolving direct reduced iron to remove gangue contained in direct reduced iron, a method for producing solid iron and solid iron using this method, a method for producing civil engineering and construction materials, and a method for producing civil engineering and construction materials. Concerning a system for dissolving direct reduced iron.
- iron ore Fe 2 O 3
- coke a carbon source
- hot metal with a C concentration of about 4.5-5% by mass
- impurity components such as C, Si, and P are oxidized and removed by charging the hot metal into a converter.
- the composition of iron ore which is the raw material for reduced iron, differs depending on where it is mined.
- the composition of iron ore is mainly evaluated by Fe content and gangue content.
- Table 1 shows an example of the composition of iron ore.
- Fe content is the total amount of iron in iron ore, T. It is expressed in Fe (mass%), and the larger this value is, the more Fe it contains, and therefore the more valuable it is as a raw material.
- Gangue content is expressed as the sum of oxides other than Fe in iron ore, most of which are SiO 2 and Al 2 O 3 , and also contains about 0.1% by mass of CaO, MgO, etc. . In the process of smelting iron ore to obtain iron, gangue components are removed as impurities, so the larger the amount of gangue, the lower the Fe content, which increases the transportation cost and smelting cost per unit amount of Fe. I will do it.
- reduced iron produced using iron ore as a raw material depends on the brand of iron ore used, the type and basic unit of the raw material component regulator to be mixed, the type and basic unit of the reducing agent, the reduction temperature, and the type of reduced iron manufacturing equipment. , the properties such as metallization rate and composition are different. Table 2 shows an example of the component composition of reduced iron.
- a method for producing reduced metals has been proposed in which gangue contained in such ores is removed as slag.
- a raw material containing a metal is charged onto a solid reducing material layer deposited on the hearth of a mobile hearth furnace, is heated and reduced, and is brought into a molten state at least once.
- a method has been proposed in which metal and slag are separated to produce reduced metal.
- Patent Documents 1 and 2 are based on the premise that a carbon-based solid raw material is used as a reducing agent in separating metal and slag. Therefore, in a process in which reduction is performed using a hydrogen-based reducing agent, which is expected to become mainstream in the future from the perspective of reducing CO 2 emissions, the efficiency of separating metal and slag is thought to decrease.
- the furnace atmosphere temperature of a mobile hearth furnace such as a rotary hearth furnace is usually about 1300°C.
- the reason why the reduced metal melts at this temperature is considered to be because the carbon-based solid raw material carburizes the metal, thereby lowering the melting point of the metal. Therefore, in the process of reduction using a hydrogen-based reducing agent, the melting point of metal does not drop due to carburization, so the liquid phase ratio of the charge does not increase, and it is expected that separation of metal and slag will be difficult to proceed. .
- the present invention has been made in view of the above circumstances, and aims to provide a direct reduced iron melting method and a direct reduced iron melting system that efficiently remove gangue from directly reduced iron. .
- the present invention aims to provide highly pure solid iron and a method for producing solid iron using the melting method, as well as a method for producing civil engineering and construction materials and civil engineering and construction materials using by-products.
- the inventors discovered that when directly reduced iron is melted in an induction melting furnace, the solidification of the slag is suppressed by promoting heat transfer between the molten iron and the slag and by controlling the composition of the slag, thereby preventing the slag from being discharged outside the furnace.
- the present invention was completed based on the discovery that the present invention can be easily carried out.
- the method for melting directly reduced iron according to the present invention includes a direct reduction step in which iron ore or a mixture of iron ore and a component adjustment material is brought into contact with a reducing agent under heating to obtain directly reduced iron. , a melting step of melting the directly reduced iron in an induction melting furnace to obtain molten iron; a slag discharge step of discharging the slag produced in the melting step to the outside of the melting furnace; a refining step of refining the molten iron obtained in the step, the charging temperature of the direct reduced iron melted in the melting step to the induction melting furnace is from the temperature after the end of the direct reduction step to the atmospheric temperature.
- the melting step includes a first step of blowing gas into the molten iron during a portion or all of the melting step, and optionally a second step of adding a slag composition modifier. 2) a third step of supplying heat to the slag from a heat source installed on the furnace of the induction melting furnace; and 3) a fourth step of supplying one or more types of reducing solids or gases. It is characterized by including one or more steps.
- the method for dissolving directly reduced iron is as follows: (a) In the first step, the height H (m) from the position of the gas supply nozzle for blowing the gas into the molten iron to the molten iron bath surface is expressed by the following equation (1), and the following ( 2) Blowing the gas into the molten iron so as to satisfy the formula, where ⁇ g : density of the supplied gas (kg/m 3 ), ⁇ l : density of the molten iron (kg/m 3 ), Q: gas supply rate (Nm 3 /min), N: number of gas supply nozzles (-), d: gas supply nozzle diameter (m), D: furnace inner diameter of induction furnace (m), W DRI : inside induction furnace Weight of reduced iron supplied (kg), (%T.Fe) DRI : Total iron concentration contained in reduced iron (mass%), h: Height from the bottom of the induction furnace to the gas supply nozzle position (m) represents, (b) In the second step, regarding the composition of
- the Al 2 O 3 concentration (% Al 2 O 3 ) is in the range of 10 to 25% by mass, adjusting the type and amount of the slag component regulator; (c) In the fourth step, the type and supply of the reducing solid or gas are adjusted such that the composition of the slag produced in the melting step has a total iron concentration (%T.Fe) of 20% by mass or less. adjusting the amount; This is considered to be a more preferable solution.
- H 1.27 ⁇ W DRI /( ⁇ l D 2 ) ⁇ (%T.Fe) DRI /100-h...(1) H>0.18 ⁇ ( ⁇ g Q 2 / ⁇ l N 2 d 2 ) 1/3 ...(2)
- a method for manufacturing solid iron according to the present invention that advantageously solves the above problems is characterized by solidifying molten iron obtained by any of the above methods for melting direct reduced iron to form solid iron.
- the solid iron according to the present invention is a solid iron manufactured by the manufacturing method, and has a total iron concentration of T. It is characterized in that Fe is 93% by mass or more and the total amount of oxide components is 3% by mass or less.
- a method for manufacturing civil engineering and construction materials according to the present invention that advantageously solves the above problems includes a melting step of melting directly reduced iron in an induction melting furnace to obtain molten iron, and a melting step of melting the slag produced in the melting step.
- the method includes a slag step for discharging the slag outside the furnace, and a cooling and solidifying step for cooling and solidifying the slag discharged by the slag step and using it as a raw material for civil engineering and construction materials.
- the charging temperature to the induction melting furnace ranges from the temperature after the direct reduction step to the ambient temperature, and the melting step is such that during some or all of the melting step, the molten iron is a first step of blowing gas; and optionally, 1) a second step of adding a slag component regulator; and 2) a second step of supplying heat to the slag from a heat source installed on the furnace of the induction melting furnace. It is characterized by including one or more steps selected from three steps.
- the civil engineering and construction material according to the present invention is a civil engineering and construction material manufactured by the manufacturing method, and is a base material that is the ratio of CaO concentration (%CaO) to SiO 2 concentration (%SiO 2 ) on a mass basis. It is characterized by having an Al 2 O 3 concentration (% Al 2 O 3 ) of 10 to 25% by mass.
- a direct reduced iron melting system that advantageously solves the above problems includes a direct reduction furnace that obtains directly reduced iron by bringing iron ore or a mixture of iron ore and a component adjusting material into contact with a reducing agent under heating; an induction melting furnace for melting the directly reduced iron to obtain molten iron; a slag discharge mechanism for discharging slag produced in the induction melting furnace to the outside of the melting furnace; smelting equipment for refining molten iron, the direct reduced iron melted in the induction melting furnace is charged into the induction melting furnace at a temperature in a range from the temperature after the direct reduction treatment to atmospheric temperature.
- the induction melting furnace has a function of blowing gas into the molten iron during part or all of the period during which the directly reduced iron is being melted, and further optionally has a function of: 1) adding a slag component regulator; 2) having one or more functions selected from the following: 2) a function of supplying heat to the slag from a heat source installed on the furnace of the induction melting furnace; and 3) a function of supplying one or more types of reducing solids or gases.
- the direct reduced iron melting system according to the present invention may be a more preferable solution if it includes two or more induction melting furnaces for one direct reduction furnace.
- the direct reduced iron melting method and direct reduced iron melting system when directly reduced iron is melted in an induction melting furnace, a gas is blown into the molten iron, and optionally, an appropriate amount of gas is blown into the molten iron.
- a gas is blown into the molten iron, and optionally, an appropriate amount of gas is blown into the molten iron.
- solid iron production method and solid iron according to the present invention molten iron and slag are separated and the molten iron is solidified, which is preferable because solid iron with high purity can be produced. Further, according to the method for producing civil engineering and construction materials and the civil engineering and construction materials according to the present invention, by-products can be effectively utilized by recovering the by-products, and in particular by adjusting the component composition and recovering them.
- 2 is a graph in which the composition of slag obtained from the reduced iron composition shown in Table 2 is plotted on an Al 2 O 3 —CaO—SiO 2 ternary system phase diagram.
- 2 is a graph in which the composition of slag obtained from the reduced iron composition shown in Table 2 is plotted on a CaO—SiO 2 —FeO ternary system phase diagram.
- the inventors proceeded with their study on the premise that gangue removal from reduced iron would be performed by once melting the reduced iron in an induction melting furnace.
- the heating and melting of reduced iron in an induction melting furnace is characterized in that the metallic iron in the reduced iron is directly and efficiently heated by an induced current.
- the slag since the slag is not directly heated, the slag floating on the molten iron solidifies due to the difference in specific gravity, making it difficult to additionally charge reduced iron.
- ⁇ First embodiment> Therefore, the inventors proceeded to search for conditions suitable for melting reduced iron in an induction melting furnace and separating gangue as slag. As a result, it was found that when reducing iron is melted in an induction melting furnace, by blowing gas into the bath, solidification of slag can be suppressed and reduced iron can be efficiently melted and slag separated. Furthermore, the slag is kept in a fluid state by performing at least one of the following: supplying an appropriate flow rate of gas into the molten iron, controlling the composition of the generated slag, and supplying heat to the slag from a heat source installed on the furnace.
- the reduced iron can be retained and the slag can be separated while dissolving the metallic iron in the reduced iron more preferably.
- the state in which the slag is flowing refers to a state in which the slag is entirely red-hot and the high-temperature slag is constantly circulating.
- the slag By keeping the slag in a fluid state in this way, additional charging of reduced iron will not be hindered by the solidified slag, and the capacity of the induction melting furnace can be used effectively. Furthermore, since the slag is fluid, it is easy to separate the molten iron and slag by overflowing from the upper part of the furnace or by discharging the slag using a slag dragger. When separating the slag, it is preferable to limit the location from which the slag is discharged by tilting the furnace body, from the viewpoint of handling high-temperature slag and repairing worn parts.
- Reduced iron can be obtained by contacting a raw material, iron ore, or a mixture of iron ore and a component adjusting material with a reducing agent while heating it in a rotary hearth furnace or the like as a direct reduction furnace.
- a component adjusting material quicklime containing CaO or the like can be used, and as the reducing agent, carbonaceous powder or reducing gases such as H2 , CO, CH4 , etc. can be used as a solid carbon source.
- the temperature of the reduced iron charged into the induction melting furnace ranges from the temperature after completion of the reduction treatment in the direct reduction furnace to the atmospheric temperature. It is preferable to charge high temperature reduced iron into an induction melting furnace because the time and energy required for melting can be reduced. Therefore, the temperature of the reduced iron charged into the induction melting furnace is preferably higher than the atmospheric temperature, more preferably 300°C or higher, and the temperature drop during transportation from the direct reduction furnace to the induction melting furnace is kept to the minimum necessary. More preferably.
- the first embodiment of the present invention was obtained from the above studies, and is a method for directly obtaining reduced iron by bringing iron ore or a mixture of iron ore and a component adjusting material into contact with a reducing agent under heating.
- a reduction step a melting step for melting directly reduced iron in an induction melting furnace to obtain molten iron, and a slag discharge step for discharging slag generated in the melting step to the outside of the melting furnace.
- the charging temperature of the direct reduced iron to be melted into the induction melting furnace ranges from the temperature after the end of the direct reduction step to atmospheric temperature, and the melting step is carried out during part or all of the melting step in the molten iron.
- ⁇ Second embodiment> we considered optimization of gas injection conditions.
- the molten iron is stirred as the gas floats up, and heat is transferred from the molten iron to the generated and floated slag.As a result, the temperature of the slag increases, Slag fluidity is improved.
- the gas to be supplied may be of any type as long as it does not liquefy when supplied through piping. For example, since oxidizing gases such as oxygen and carbon dioxide oxidize molten iron and reduce the iron yield, inert gases such as Ar and N2 are preferable.
- blow-through occurs, in which the gas passes through as a continuous phase to the bath surface of the molten iron.
- the spatter of molten iron spiketting
- the efficiency of stirring and reaction by the supplied gas is reduced, so that the effect of heat transfer to the slag is reduced.
- the inventors conducted various experiments under different conditions. As a result, the height H (m) from the position of the gas supply nozzle for blowing gas into the molten iron to the molten iron bath surface is expressed by the following equation (1), and the gas is It was discovered that blow-through can be avoided by blowing into molten iron.
- H 1.27 ⁇ W DRI /( ⁇ l D 2 ) ⁇ (%T.Fe) DRI /100-h...(1) H>0.18 ⁇ ( ⁇ g Q 2 / ⁇ l N 2 d 2 ) 1/3 ...(2)
- ⁇ g density of supply gas (kg/m 3 )
- ⁇ l Density of molten iron (kg/m 3 )
- Q Gas supply rate (Nm 3 /min)
- N Number of gas supply nozzles (-)
- d gas supply nozzle diameter (m)
- D Inner diameter of induction furnace (m)
- W DRI Weight of reduced iron supplied into the induction furnace (kg)
- (%T.Fe) DRI Total iron concentration (mass%) contained in reduced iron
- h Height from the bottom of the induction furnace to the gas supply nozzle position (m) represents.
- the second embodiment of the present invention was obtained from the above studies, and in addition to the first embodiment, in the first step, the position of the gas supply nozzle for blowing gas into the molten iron is adjusted.
- the height H (m) from the surface to the molten iron bath surface is expressed by the above equation (1), and gas is blown into the molten iron so as to satisfy the above equation (2).
- the basicity which is the ratio of the CaO concentration (%CaO) to the SiO 2 concentration (%SiO 2 ) on a mass basis, is preferably 0.5 or more. Further, from the viewpoint of lowering the melting point of the slag, it is preferable that the slag basicity is 2.0 or less and the Al 2 O 3 concentration is in the range of 10 to 25% by mass.
- one or more of CaO, SiO 2 and Al 2 O 3 is used as a raw material composition adjusting agent when producing reduced iron or a slag composition adjusting agent when dissolving reduced iron.
- a substance containing The substance containing CaO may be limestone, slaked lime, quicklime, steelmaking slag, or the like.
- limestone and slaked lime cause a temperature drop due to an endothermic reaction during decomposition, and steelmaking slag has a CaO concentration of about 40 to 50% by mass, so there is a problem that increasing the amount added increases the amount of slag produced when dissolving reduced iron. Therefore, it is preferable to use quicklime.
- Possible materials containing SiO 2 include silica stone, coal ash, and steelmaking slag. Alternatively, by adding metal Si or silicon sludge, SiO 2 generated by reaction with iron oxide remaining in reduced iron may be utilized. Substances containing Al 2 O 3 include natural stones such as corundum and bauxite, and by adding metal Al and aluminum dross, the Al 2 O 3 produced by the reaction with iron oxide remaining in reduced iron can be utilized. But it doesn't matter.
- the third embodiment of the present invention has been obtained from the above studies, and in addition to the first or second embodiment, in the second step, the composition of the slag generated in the melting step is The type and amount of the slag component regulator is adjusted so that the Al 2 O 3 concentration is in the range of 0.5 to 2.0 and the Al 2 O 3 concentration is in the range of 10 to 25% by mass.
- the slag contained in the reduced iron contains a high concentration of FeO, which is effective in lowering the melting point of the slag and ensuring fluidity.
- the Fe yield will be low, so the total iron concentration (%T.Fe) in the slag separated by dissolution is set to 20% by mass or less, more preferably 10% by mass or less, and even more preferably 5% by mass or less.
- a reducing means a) solids containing at least one type of reducing agent such as C, Al, and Si are supplied to the generated and floated slag, and b) CO and H 2 are supplied as gases to the molten iron. , using a gas containing at least one type of reducing gas such as hydrocarbon, c) increasing the reducing agent unit consumption at the time of producing reduced iron, or a combination of these methods. .
- the dissolution step includes one or more types of reducing solids or gases.
- the fifth embodiment of the present invention provides a method for reducing the composition of the slag produced in the melting step so that the total iron concentration (%T.Fe) is 20% by mass or less. This is to adjust the type and amount of solid or gas supplied.
- a heating source on the furnace to supply heat to the slag.
- the heating source is not limited to any means that can directly heat the slag, such as burner heating, electrical heating using electrodes, and induction heating by dipping a conductor in the slag, but multiple methods may be used in combination. It's okay. Burner heating may be performed using either liquid fuel such as heavy oil, gaseous fuel such as CO, H 2 , hydrocarbons, etc., or a combination thereof.
- the conductor immersed in the slag may be any material as long as it generates heat due to induced current, but considering the cost, it is recommended to hold an iron rod, carbon rod, etc. immersed in the slag, or to use a conductor with a volume equivalent to the density of the generated slag. It is also possible to add reduced iron particles prepared to a certain density and allow them to remain in the slag.
- the raw material, directly reduced iron, may contain phosphorus as an impurity, and it is preferable to remove phosphorus from the molten iron. Additionally, it may be preferable to add desired components to the molten iron.
- the sixth embodiment of the present invention was developed based on such a demand.
- the dephosphorization reaction requires an oxygen source and a CaO source as expressed by the following formula (A).
- A represents phosphorus in molten iron.
- a method for removing phosphorus as an impurity from molten iron it is possible to supply an oxygen source and a CaO source to the molten iron obtained in the melting step or the molten iron after slag has been discharged in the slag step. can.
- Pure oxygen gas is generally used as the oxygen source for dephosphorization.
- dephosphorization is an exothermic reaction and it is advantageous to perform the dephosphorization treatment at a low temperature, it was concluded that it is advantageous to lower the molten iron temperature within a range that does not cause any problems with the treatment.
- the behavior of spitting differs depending on the free board of the container where dephosphorization is performed (the height from the top of the molten iron to the top of the container) and the shape of the nozzle of the top blowing lance. It is preferable to adjust the supply rate of pure oxygen or air and the lance height. Further, in order to stir the molten iron, it is preferable to blow inert gas into the molten iron. It is best to blow inert gas by installing a porous plug or injection lance.
- the slag basicity is preferably in the range of 1.5 to 4.0, and is adjusted by the amount of slag containing a large amount of SiO 2 carried over in the slag removal step and the type and amount of the CaO source added. If necessary, an SiO 2 source such as silica stone or ferrosilicon, or a CaO source such as quicklime may be added.
- the slag basicity is low, the amount of phosphorus removed in the dephosphorization process will be small. If the slag basicity is high, some of the slag will solidify and adhere to the refractory when the molten iron temperature drops, making it difficult to remove the slag after dephosphorization, and when charging molten iron during the next treatment. Problems may occur, such as abnormal reactions occurring in the slag, and remaining slag mixed into the produced slag, causing components to be removed. Further, since a large amount of high-temperature exhaust gas is generated in such a dephosphorization process using air, exhaust heat may be recovered using a boiler or the like.
- the molten iron obtained in the above embodiment may be directly refined to become molten steel so as to become the necessary components in the next step. It is also possible to manufacture solid iron by solidifying it in a mold, transport it to a place of demand, remelt it, and then refine it to make molten steel.
- the former is advantageous in terms of energy because it does not require solidification and remelting processes, but it requires the continuous installation of a reduced iron manufacturing plant, induction melting furnace, and refining equipment, making it difficult to use existing steelworks.
- the existing equipment would not be able to be utilized.
- the sixth embodiment of the present invention was obtained from the above studies, and in addition to any of the first to fifth embodiments, a refining step of refining the molten iron obtained in the melting step is further added. It is something to be prepared for. Preferably, the refining step is performed after the tailings step.
- a seventh embodiment of the present invention is to solidify molten iron obtained by the method for melting directly reduced iron according to any of the first to sixth embodiments to solidify iron.
- the eighth embodiment of the present invention utilizes slag as a by-product as a civil engineering and construction material. That is, the method further includes a cooling and solidifying step in which the slag discharged in the slag discharge step of the first embodiment is cooled and solidified to be used as a raw material for civil engineering and construction materials.
- the slag that has been cooled and solidified has a basicity within the basicity range mentioned above, and can have various particle size distributions depending on the cooling method, and can be used as a material that takes advantage of its characteristics by performing additional particle size adjustment processing such as crushing and classification as necessary. Available.
- the discharged slag when the discharged slag is pulverized, it becomes fine glass-like and has a specific surface area of 0.35 m 2 /g or more and less than 0.50 m 2 /g, so it can be used as a cement raw material (binding material). .
- the particle size by slowly cooling in the atmosphere and adjusting the particle size according to the intended use, it can be used as roadbed material or concrete aggregate. In this way, the cooling solidification method can be appropriately selected by the business operator depending on the intended use of the discharged slag.
- the ninth embodiment of the present invention is configured as a direct reduced iron melting system suitable for application to the first to eighth embodiments described above.
- This embodiment includes a direct reduction furnace that obtains directly reduced iron by contacting iron ore or a mixture of iron ore and a component adjusting material with a reducing agent under heating, and an induction melting furnace that obtains molten iron by melting the directly reduced iron.
- the melting furnace includes a furnace, and a slag discharge mechanism that discharges slag produced in the induction melting furnace to the outside of the melting furnace.
- a shaft furnace method, a fluidized bed method, a rotary hearth furnace method, etc. can be used as the direct reduction furnace. Most of these systems supply raw materials continuously and produce reduced iron continuously.
- induction melting furnaces are batch-type processes, so by combining multiple induction melting furnaces for one reduced iron production plant, reduced iron can be melted in one induction melting furnace. During this time, it is possible to supply reduced iron to other induction melting furnaces, thereby reducing processing waiting time. Therefore, it is preferable to provide two or more induction melting furnaces for one direct reduction furnace.
- the slag discharge mechanism it is possible to provide a slag discharge port that allows overflow from the upper part of the induction melting furnace to be discharged, a tilting mechanism for the furnace body, or a slag drucker that scrapes out slag.
- the direct reduction furnace and the induction melting furnace are connected so that the direct reduced iron melted in the induction melting furnace is charged into the induction melting furnace at a temperature ranging from the temperature after the completion of the direct reduction step to the atmospheric temperature. Preferably, they are placed close together. It is preferable that the directly reduced iron be transported to the induction melting furnace while suppressing the temperature drop.
- a gas supply nozzle can be provided at the bottom or wall of the furnace. Gas may be blown through an immersion lance.
- a hopper can be provided in the upper part of the induction melting furnace for adding the slag composition adjusting material. Furthermore, the heat source described in the third step can be installed to heat the slag.
- Example 1 A mixture of iron ore having the composition shown in Table 3, quicklime as a component regulator, and carbonaceous powder as a reducing agent was charged into a rotary hearth furnace with a production capacity of 5 tons/hr. Then, the amount and ratio of fuel gas and oxygen supplied to the heating burner are controlled so that the treatment temperature is 1000°C ⁇ 20°C and the oxygen partial pressure P O2 is in the range of -14 to -15 in log P O2 . Processing was carried out to produce direct reduced iron. The amount of quicklime added was determined so that the basicity ((%CaO)/(% SiO2 ) ratio on a mass basis) was about 1. In this equipment (rotary hearth furnace), operating conditions were set so that the time from charging to discharge was 90 minutes, and temperature measurement and gas composition analysis were performed at the location where the charged sample was present at 45 minutes. went.
- the concentrations of carbon monoxide (CO) and carbon dioxide (CO 2 ) in the collected gas are measured using an infrared gas analyzer, and the oxygen content is determined from the measured value of the CO/CO 2 ratio, which is the ratio of each concentration (partial pressure).
- the directly reduced iron obtained by this treatment was cooled to about 25° C. and analyzed, and as a result, it had a composition equivalent to reduced iron C shown in Table 2.
- the configuration is such that the same flow rate of gas can be supplied to any combination of nozzles. It has a hopper on top of the furnace that can supply auxiliary raw materials, and it is possible to cut out in units of 10 kg at any timing during processing.
- the temperature of the molten iron in the furnace was appropriately measured, and the output of the induction melting furnace or the supply rate of reduced iron and auxiliary raw materials were adjusted so that the temperature was 1600 ⁇ 20°C.
- the melting process was carried out by changing the flow rate of the gas supplied from the nozzle or the type and amount of the auxiliary raw material added.
- the quicklime used as an auxiliary raw material is obtained by roasting limestone at a high temperature to remove CO2 , and the CaO concentration is approximately 100% by mass.
- Silica stone is obtained by pulverizing materials collected at a quarry, and has a SiO 2 concentration of about 98% by mass, and contains a small amount of Al 2 O 3 and MgO.
- Bauxite is a product obtained by pulverizing ore imported as a raw material for Al smelting, and has an Al 2 O 3 concentration of about 50% by mass, and contains crystal water, SiO 2 , TiO 2 and the like as remaining impurities.
- the determination of slag fluidity in Table 4-2 is based on whether the slag surface inside the furnace is red-hot as a whole as observed through the viewing window installed on the furnace, and the state in which high-temperature slag is constantly circulating is ⁇ or ⁇ . At least a portion of the slag is in a black solid state, but ⁇ means that the solid slag is constantly moving on the surface. The state in which the slag is stagnant is marked as ⁇ .
- slag fluidity ⁇ it took less than 90 minutes from the start of adding 5.0 t of reduced iron until it was completely dissolved and the tilting for tapping started. Under conditions where the slag fluidity was ⁇ , it took longer than 90 minutes.
- Processing No. 1 to 19 had slag fluidity evaluation of ⁇ or ⁇ , whereas treatment No. In No. 20, the evaluation of slag fluidity was ⁇ . Processing No. In No. 20, gas was not supplied from the bottom of the furnace, so it is thought that sufficient heat was not supplied to the slag from the molten iron, causing the slag to solidify. Processing No. In all of Nos. 1 to 19, gas was supplied, so the slag fluidity was maintained regardless of the slag composition, and it was possible to drain the slag. However, as is clear from Tables 4-1 and 4-2, formulas (1) and (2) above are satisfied, and the basicity C/S of the slag is within the range of 0.5 to 2.0.
- the slag fluidity is particularly good when the Al 2 O 3 concentration in the slag, calculated as a ternary system of CaO-SiO 2 -Al 2 O 3 , is in the range of 10% by mass or more and 25% by mass or less. there were.
- auxiliary raw materials are not limited to quicklime, silica stone, and bauxite, and that there is no problem in controlling the slag composition using the other substances mentioned above. It has been found that it is better to add the auxiliary raw materials in stages from the start of dissolution to the completion of dissolution. This is because adding a large amount of auxiliary raw materials immediately after the start of melting inhibits the contact between the reduced irons or between the reduced iron and the seed water, resulting in an increase in the melting time due to deterioration in the efficiency of induction heating.
- slag has already been formed after melting is completed, and depending on the composition, the slag may solidify, and even if auxiliary raw materials are added, they will remain on top of the solidified slag, which may cause the slag to have a lower melting point. There were also problems with non-contribution.
- the seed bath may also be used to leave a part of the molten iron melted in the previous melting process in the furnace.
- Example 2 Using the same induction furnace as the direct reduced iron produced by the same method as in Example 1, a treatment was carried out to reduce the FeO content contained in the generated slag.
- gas reducing agents CO, H 2 and CH 4 were supplied from a bottom blowing nozzle, and the supply time of the gas reducing agents was kept constant at 90 minutes.
- a treatment was carried out in which solid C, metal Al, and metal Si were added as solid reducing agents to the generated slag.
- the basicity and Al 2 O 3 concentration of the generated slag change, so quicklime or silica stone is added as an auxiliary raw material to increase the slag basicity and Al 2 O 3 concentration. It was adjusted.
- Example 3 The high-temperature direct reduced iron produced in the rotary hearth furnace shown in Example 1 was directly charged into an induction melting furnace and melted.
- the directly reduced iron which had a temperature of about 1000° C. when it left the rotary hearth furnace, was directly charged into an induction melting furnace similar to those in Examples 1 and 2 and melted.
- the temperature of the reduced iron decreased during transportation until charging, and the temperature of the reduced iron immediately after charging was about 900°C. It is possible to induction heat even high-temperature reduced iron without any problems, and the time required to raise the temperature can be reduced by more than 30 minutes compared to reduced iron of the same composition and the same processing conditions. there were.
- Example 4 The molten iron obtained in Examples 1 and 2 was transferred to a pot-shaped container after adjusting the temperature. At this time, approximately 10 kg/t of the slag generated during melting in the induction melting furnace due to gangue contained in the reduced iron was transferred to a pot-shaped container, and the rest was transferred to another slag container. .
- the pot-shaped container was moved to a dephosphorization treatment facility, and dephosphorization treatment was performed by changing the type and amount of oxygen source and lime source supplied.
- the dephosphorization treatment equipment has a gas top-blowing lance, an auxiliary raw material cutting hopper, and a bottom-blowing porous plug.
- a gas containing pure oxygen or air can be supplied from the gas top blowing lance at a rate of about 1 Nm 3 /(min ⁇ t-molten iron).
- Gas can be supplied from the bottom-blown porous plug, and in this example, pure Ar gas was supplied at a rate of about 0.1 Nm 3 /(min ⁇ t-molten iron).
- the melting temperature in the induction melting furnace was adjusted so that the molten iron temperature before dephosphorization was approximately 1590°C. Temperature measurement and sampling were carried out using the sub-lance before and after the dephosphorization treatment, respectively, before and after the gas top-blowing lance was lowered and after the treatment. The sampled samples were cut and polished, and the C concentration [C] and P concentration [P] in the molten iron were evaluated using a calibration curve prepared in advance by emission spectrometry. In addition, it was possible to measure the solidification temperature of the molten metal in the TIMIG where the sublance temperature measurement and sampling was performed, and the solidification temperature T m of the molten iron after dephosphorization treatment was actually measured.
- the dephosphorization process was started when the gas top blowing lance started descending, and after the top blowing lance reached a predetermined height, the supply of the oxygen gas source and the addition of the auxiliary raw materials were started. After the supply of a predetermined amount of the oxygen gas source and the auxiliary raw material was completed, the dephosphorization process was defined as the time when the top blowing lance completed rising to the standby position. The time period was defined as the processing time t f (minutes).
- the pot-shaped container was tilted and the slag on the molten iron was removed by a slag dragger. A portion of the removed slag was collected and chemically analyzed. After that, the pot is lifted by a crane and tilted, and the molten iron is transferred to the tundish. The molten iron flows down from the tundish and collides with the surface plate, and the molten iron becomes droplets, which fall into a cooling water tank and solidify. Granulated iron was produced by The particle size of the obtained iron granules was 0.1 to 30 mm.
- the particle size distribution was +0.1mm-1mm: 17.2% by mass, +1mm-10mm: 31.3% by mass, +10mm-20mm: 38.8% by mass, and +20mm-30mm: 12.7% by mass.
- +NM means that it is above the sieve with a mesh size of N and below the sieve with a mesh size of M.
- the slag basicity C/S is adjusted to a range of 1.5 to 4.0, and dephosphorization is carried out.
- the post-treatment molten iron temperature T f was adjusted to be 20° C. or more higher than the solidification temperature T m of the molten iron.
- the P concentration [P] i of the molten iron before dephosphorization treatment was about 0.12% by mass, which decreased to the P concentration [P] f of the molten iron after dephosphorization treatment: 0.02 to 0.04% by mass. .
- solid iron could be produced without hindering the productivity of granular iron.
- the total iron amount T When the molten iron produced in the invention examples of Examples 1 and 2, including the granulated iron produced above, is solidified, the total iron amount T. It was confirmed that solid iron containing 93% by mass or more of Fe and 3% by mass or less of oxide components in total could be obtained.
- the size and shape of the mold may be changed depending on the intended use, but considering cargo handling, packaging, transportation, supply to equipment, etc., it is preferable to solidify the mold into particles with a size of 10 mm or more and 100 mm or less.
- the slag produced in the invention examples of Example 1 and Example 2 has the fluidity necessary to be discharged.
- the C/S which is the same as the basicity of slag, is in the range of 0.5 to 2.0, and the Al 2 O 3 concentration in terms of the CaO-SiO 2 -Al 2 O ternary system is in the range of 10 to 25% by mass. be.
- the unit of mass "t” represents 10 3 kg
- the unit of heat “cal” is converted to "4.184 J”.
- [M] represents that element M is dissolved in molten iron or reduced iron.
- the method for melting directly reduced iron of the present invention when directly reduced iron is melted in an induction melting furnace, gas is blown into the molten iron to increase the fluidity of the slag and separate the slag and the molten iron.
- gas is industrially useful because it can save energy and improve productivity by melting reduced iron at high temperatures.
Abstract
直接還元鉄から効率よく脈石分を除去する直接還元鉄の溶解技術を提供する。鉄鉱石または鉄鉱石と成分調整材との混合物を加熱下で還元材と接触させて直接還元鉄を得る直接還元ステップと、直接還元鉄を、誘導溶解炉で溶解して溶融鉄を得る溶解ステップと、溶解ステップで生成したスラグを溶解炉の炉外に排出する排滓ステップと、任意で精錬ステップと、を備え、溶解ステップで溶解する直接還元鉄の誘導溶解炉への装入温度は、直接還元ステップ終了後の温度から大気温度までの範囲にあり、溶解ステップは、溶解ステップの一部の期間または全期間、溶融鉄中に気体を吹き込む第１工程を含み、さらに任意で、１）スラグ成分調整剤を添加する第２工程、２）誘導溶解炉の炉上に設置した熱源からスラグへの熱供給を行う第３工程、および、３）１種類以上の還元性の固体または気体を供給する第４工程から選ばれる１以上の工程を含む。
Description
本発明は、直接還元鉄に含まれる脈石分を除去する直接還元鉄の溶解方法、この方法を用いた固体鉄および固体鉄の製造方法、土木建築用資材および土木建築用資材の製造方法ならびに直接還元鉄の溶解システムに関する。
近年、製鉄業における冷鉄源（スクラップ）の使用拡大の需要が高まっている。循環型社会の構築のために、鉄源リサイクルは必要不可避である。そのうえ、地球温暖化防止の観点から、ＣＯ２排出量削減の需要からもスクラップ使用量増大は不可欠である。スクラップは酸化鉄（Ｆｅ２Ｏ３）である鉄鉱石と異なり、溶製プロセスに還元工程を要さないためＣＯ２排出量の低減が可能である。そこで、冷鉄源の使用量は増加の一途をたどっている。
高炉－転炉法は、原料である鉄鉱石（Ｆｅ２Ｏ３）を還元材であるコークス（炭素源）とともに高炉へ装入してＣ濃度が４．５－５質量％程度の溶銑を溶製し、その溶銑を転炉に装入し不純物成分であるＣやＳｉ、Ｐを酸化除去する製鋼プロセスである。高炉での溶銑製造時には鉄鉱石の還元などのために溶銑１ｔあたり、５００ｋｇ程度の炭素源を必要とする。そして、約２ｔ程度のＣＯ２ガスが発生する。一方、鉄スクラップを原料として溶鋼を製造する場合には、鉄鉱石の還元に必要とされる炭素源が不要となる。そのため、鉄スクラップを溶解するのに必要なエネルギーを考慮しても、１トンの溶銑を１トンの鉄スクラップに置き換えることで、約１．５ｔのＣＯ２排出量の低減につながる。上記のことから、温室効果ガスの排出量の削減と生産活動の維持の両立のためにはスクラップの使用量を増やしていくことが必要である。
しかし、鉄スクラップ、特に高級鋼製造に不可欠な高品位の鉄スクラップの需給が逼迫していることから、スクラップに換えて還元鉄のニーズが高まっている。還元鉄は鉄鉱石を還元して製造される。しかし、還元鉄は、高炉－転炉法のように生成した鉄中のＣ濃度を高位とする必要がなく、過剰な炭素源を使用しない分、鉄１トン当たり約０．２ｔのＣＯ２排出量の低減につながる。また、還元材を炭素源でなく、水素または天然ガス等の炭化水素系ガスとすることで、更なるＣＯ２排出量の低減も可能である。
ところで、還元鉄の原料となる鉄鉱石は、採掘される場所によって成分が異なる。鉄鉱石の成分は主にＦｅ含有量や脈石含有量で評価される。表１に鉄鉱石の成分組成の例を示す。
Ｆｅ含有量は、鉄鉱石中の全鉄量Ｔ．Ｆｅ（質量％）で表され、この値が大きいほど多くのＦｅ分を含むため、原料としての価値が高い。脈石含有量は、鉄鉱石中のＦｅ以外の酸化物の合計で表され、その大部分はＳｉＯ２とＡｌ２Ｏ３であり、その他に０．１質量％程度のＣａＯやＭｇＯなどを含む。鉄鉱石を製錬して鉄を得る過程で、脈石成分は不純物として除去されるため、脈石量が多いほどＦｅ含有量が低下し、単位Ｆｅ量当たりの輸送コストや製錬コストが増大することになる。
また、鉄鉱石を原料として作製した還元鉄は、使用する鉄鉱石の銘柄、混合する原料成分調整剤の種類および原単位、還元材の種類および原単位、還元温度ならびに還元鉄製造設備の方式によって、金属化率や組成などの性状が異なる。表２に還元鉄の成分組成の例を示す。
還元鉄の製造においては、原料成分調整剤としてＣａＯ分を添加し、鉄鉱石に含有される脈石分とスラグを形成させることで、還元鉄としての強度を確保することが一般的に行われている。スラグ量が最小限で、金属化率が高い還元鉄ほど、後に続く輸送・溶解・精錬工程の負荷は小さくなる。一方で、そのような還元鉄は、高品位な鉄鉱石を使用する必要があるため、原料コストが増加するとともに金属化率を上昇させるための還元処理コストも増大するなどの課題がある。そのため、安価な低品位の鉄鉱石を原料として製造したスラグ分の多い還元鉄から、効率的にスラグを分離して金属鉄分を高めるプロセスの開発が望まれる。
このような鉱石に含まれる脈石をスラグとして除去する還元金属の製造方法が提案されている。たとえば、特許文献１や２には、移動型炉床炉の炉床上に堆積させた固体還元材層上に金属含有物を含む原料を装入し、加熱還元すると共に、少なくとも一度は溶融状態とすることでメタルとスラグを分離して還元金属を製造する方法が提案されている。
Slag Atlas, 2nd ed., Verlag Stahleisen GmbH, Duesseldorf, (1995), 105, 126.
しかしながら、従来技術では、以下のような課題があった。
特許文献１や２に開示の技術では、メタルとスラグを分離するにあたり、還元材として炭素系の固体原料を用いることを前提としている。そのため、ＣＯ２排出量削減の観点から今後主流になると考えられる水素系の還元材により還元を行なうプロセスでは、メタルとスラグの分離効率が低下すると考えられる。具体的には、回転炉床炉等の移動型炉床炉の炉内雰囲気温度は通常１３００℃程度である。この温度で還元されたメタルが溶融するのは、炭素系の固体原料がメタルに浸炭することによりメタルの融点が低下するためであると考えられる。従い、水素系の還元材で還元を行なうプロセスでは、浸炭によるメタルの融点降下が生じないため、装入物の液相率が高まらず、メタルとスラグの分離が進みにくくなるものと予想される。
特許文献１や２に開示の技術では、メタルとスラグを分離するにあたり、還元材として炭素系の固体原料を用いることを前提としている。そのため、ＣＯ２排出量削減の観点から今後主流になると考えられる水素系の還元材により還元を行なうプロセスでは、メタルとスラグの分離効率が低下すると考えられる。具体的には、回転炉床炉等の移動型炉床炉の炉内雰囲気温度は通常１３００℃程度である。この温度で還元されたメタルが溶融するのは、炭素系の固体原料がメタルに浸炭することによりメタルの融点が低下するためであると考えられる。従い、水素系の還元材で還元を行なうプロセスでは、浸炭によるメタルの融点降下が生じないため、装入物の液相率が高まらず、メタルとスラグの分離が進みにくくなるものと予想される。
つまり、還元工程では、脈石を除去することが困難な場合があり、製造された還元鉄から脈石を分離する必要がある。具体的には、還元鉄を誘導溶解炉で溶解する際に、脈石から生成したスラグの固化を防止する必要がある。
本発明は、上記の事情を鑑みてなされたものであって、直接還元鉄から効率よく脈石分を除去する直接還元鉄の溶解方法および直接還元鉄の溶解システムを提供することを目的とする。加えて、その溶解方法を用いた、純度の高い固体鉄および固体鉄の製造方法ならびに副生物を活用した土木建築用資材および土木建築用資材の製造方法を提供することを目的とする。
発明者らは、直接還元鉄を誘導溶解炉で溶解するにあたり、溶融鉄とスラグとの伝熱を促進することやスラグの組成制御でスラグの固化を抑制し、スラグの炉外への排出が容易になることを見出し、本発明を完成したものである。
上記課題を有利に解決する本発明にかかる直接還元鉄の溶解方法は、鉄鉱石または鉄鉱石と成分調整材との混合物を加熱下で還元材と接触させて直接還元鉄を得る直接還元ステップと、前記直接還元鉄を、誘導溶解炉で溶解して溶融鉄を得る溶解ステップと、前記溶解ステップで生成したスラグを前記溶解炉の炉外に排出する排滓ステップと、さらに任意で、前記溶解ステップで得た溶融鉄を精錬する精錬ステップと、を備え、前記溶解ステップで溶解する直接還元鉄の前記誘導溶解炉への装入温度は、前記直接還元ステップ終了後の温度から大気温度までの範囲にあり、前記溶解ステップは、該溶解ステップの一部の期間または全期間、前記溶融鉄中に気体を吹き込む第１工程を含み、さらに任意で、１）スラグ成分調整剤を添加する第２工程、２）前記誘導溶解炉の炉上に設置した熱源からスラグへの熱供給を行う第３工程、および、３）１種類以上の還元性の固体または気体を供給する第４工程から選ばれる１以上の工程を含むことを特徴とする。
なお、本発明にかかる直接還元鉄の溶解方法は、
（ａ）前記第１工程では、前記気体を前記溶融鉄中に吹き込むためのガス供給ノズルの位置から前記溶融鉄浴面までの高さＨ（ｍ）を下記（１）式で表し、下記（２）式を満足するように前記気体を前記溶融鉄中に吹き込むこと、ここで、ρｇ：供給気体の密度（ｋｇ／ｍ３）、ρｌ：溶融鉄の密度（ｋｇ／ｍ３）、Ｑ：ガス供給速度（Ｎｍ３／分）、Ｎ：ガス供給ノズルの数（－）、ｄ：ガス供給ノズル径（ｍ）、Ｄ：誘導炉の炉内径（ｍ）、ＷＤＲＩ：誘導炉内に供給した還元鉄重量（ｋｇ）、（％Ｔ．Ｆｅ）ＤＲＩ：還元鉄に含まれる全鉄濃度（質量％）、ｈ：誘導炉の炉底からガス供給ノズル位置までの高さ（ｍ）を表す、
（ｂ）前記第２工程では、前記溶解ステップで生成するスラグの組成について、質量基準でＳｉＯ２濃度（％ＳｉＯ２）に対するＣａＯ濃度（％ＣａＯ）の比である塩基度が０．５～２．０の範囲にあり、Ａｌ２Ｏ３濃度（％Ａｌ２Ｏ３）が１０～２５質量％の範囲にあるように、前記スラグ成分調整剤の種類および添加量を調整すること、
（ｃ）前記第４工程では、前記溶解ステップで生成するスラグの組成について、全鉄濃度（％Ｔ．Ｆｅ）が２０質量％以下となるように、前記還元性の固体または気体の種類および供給量を調整すること、
などが、より好ましい解決手段になり得るものと考えられる。
Ｈ＝１．２７×ＷＤＲＩ／（ρｌＤ２）×（％Ｔ．Ｆｅ）ＤＲＩ／１００－ｈ・・・（１）
Ｈ＞０．１８×（ρｇＱ２／ρｌＮ２ｄ２）１／３ ・・・（２）
（ａ）前記第１工程では、前記気体を前記溶融鉄中に吹き込むためのガス供給ノズルの位置から前記溶融鉄浴面までの高さＨ（ｍ）を下記（１）式で表し、下記（２）式を満足するように前記気体を前記溶融鉄中に吹き込むこと、ここで、ρｇ：供給気体の密度（ｋｇ／ｍ３）、ρｌ：溶融鉄の密度（ｋｇ／ｍ３）、Ｑ：ガス供給速度（Ｎｍ３／分）、Ｎ：ガス供給ノズルの数（－）、ｄ：ガス供給ノズル径（ｍ）、Ｄ：誘導炉の炉内径（ｍ）、ＷＤＲＩ：誘導炉内に供給した還元鉄重量（ｋｇ）、（％Ｔ．Ｆｅ）ＤＲＩ：還元鉄に含まれる全鉄濃度（質量％）、ｈ：誘導炉の炉底からガス供給ノズル位置までの高さ（ｍ）を表す、
（ｂ）前記第２工程では、前記溶解ステップで生成するスラグの組成について、質量基準でＳｉＯ２濃度（％ＳｉＯ２）に対するＣａＯ濃度（％ＣａＯ）の比である塩基度が０．５～２．０の範囲にあり、Ａｌ２Ｏ３濃度（％Ａｌ２Ｏ３）が１０～２５質量％の範囲にあるように、前記スラグ成分調整剤の種類および添加量を調整すること、
（ｃ）前記第４工程では、前記溶解ステップで生成するスラグの組成について、全鉄濃度（％Ｔ．Ｆｅ）が２０質量％以下となるように、前記還元性の固体または気体の種類および供給量を調整すること、
などが、より好ましい解決手段になり得るものと考えられる。
Ｈ＝１．２７×ＷＤＲＩ／（ρｌＤ２）×（％Ｔ．Ｆｅ）ＤＲＩ／１００－ｈ・・・（１）
Ｈ＞０．１８×（ρｇＱ２／ρｌＮ２ｄ２）１／３ ・・・（２）
上記課題を有利に解決する本発明にかかる固体鉄の製造方法は、上記いずれかにかかる直接還元鉄の溶解方法で得た溶融鉄を凝固させて固体鉄とすることを特徴とする。また、本発明にかかる固体鉄は、その製造方法により製造された固体鉄であって、全鉄濃度Ｔ．Ｆｅが９３質量％以上であり、酸化物成分の合計が３質量％以下であることを特徴とする。
上記課題を有利に解決する本発明にかかる土木建築用資材の製造方法は、直接還元鉄を、誘導溶解炉で溶解して溶融鉄を得る溶解ステップと、前記溶解ステップで生成したスラグを前記溶解炉の炉外に排出する排滓ステップと、前記排滓ステップによって排出されたスラグを冷却固化し土木建築用資材原料とする冷却固化ステップと、を備え、前記溶解ステップで溶解する直接還元鉄の前記誘導溶解炉への装入温度は、前記直接還元ステップ終了後の温度から大気温度までの範囲にあり、前記溶解ステップは、該溶解ステップの一部の期間または全期間、前記溶融鉄中に気体を吹き込む第１工程を含み、さらに任意で、１）スラグ成分調整剤を添加する第２工程、および、２）前記誘導溶解炉の炉上に設置した熱源からスラグへの熱供給を行う第３工程から選ばれる１以上の工程を含むことを特徴とする。また、本発明にかかる土木建築用資材は、その製造方法で製造された土木建築用資材であって、質量基準でＳｉＯ２濃度（％ＳｉＯ２）に対するＣａＯ濃度（％ＣａＯ）の比である塩基度が０．５～２．０の範囲にあり、Ａｌ２Ｏ３濃度（％Ａｌ２Ｏ３）が１０～２５質量％の範囲にあることを特徴とする。
上記課題を有利に解決する本発明にかかる直接還元鉄の溶解システムは、鉄鉱石または鉄鉱石および成分調整材の混合物を加熱下で還元材と接触させて直接還元鉄を得る直接還元炉と、前記直接還元鉄を溶解して溶融鉄を得る誘導溶解炉と、前記誘導溶解炉で生成したスラグを前記溶解炉の炉外に排出する排滓機構と、さらに任意で、前記誘導溶解炉で溶解した溶融鉄を精錬する精錬設備と、を備え、前記誘導溶解炉で溶解される直接還元鉄は、直接還元処理終了後の温度から大気温度までの範囲の温度で前記誘導溶解炉に装入され、前記誘導溶解炉は、前記直接還元鉄溶解中の一部の期間または全期間、前記溶融鉄中に気体を吹き込む機能を有し、さらに任意で、１）スラグ成分調整剤を添加する機能、２）前記誘導溶解炉の炉上に設置した熱源からスラグへの熱供給を行う機能、および、３）１種類以上の還元性の固体または気体を供給する機能から選ばれる１以上の機能を有することを特徴とする。なお、本発明にかかる直接還元鉄の溶解システムは、前記直接還元炉１基に対し、前記誘導溶解炉を２基以上備えることが、より好ましい解決手段になり得るものと考えられる。
本発明にかかる直接還元鉄の溶解方法や直接還元鉄の溶解システムによれば、直接還元鉄を誘導溶解炉で溶解するに際して、溶融鉄中に気体を吹き込み、さらに任意で、溶融鉄内に適切な流量の気体の供給、生成スラグの組成制御および炉上に設置した熱源からのスラグへの熱供給の内、少なくとも１つ以上を行うことにより、スラグが流動した状態を保持することができ、直接還元鉄中の金属鉄を溶解しつつスラグを分離することが可能となった。特に、製造した直接還元鉄を高温のまま誘導溶解炉に装入することで、溶解に要する時間およびエネルギーを低減することができた。
本発明にかかる固体鉄の製造方法および固体鉄によれば、溶融鉄とスラグを分離して、溶融鉄を凝固させるので、純分の高い固体鉄を製造できるので好ましい。また、本発明にかかる土木建築用資材の製造方法および土木建築用資材によれば、副生物を回収し、特に成分組成を調整して回収することで、副生物の有効活用が可能となる。
以下、本発明の実施の形態について具体的に説明する。以下の実施形態は、本発明の技術的思想を具体化するためのシステムや方法を例示するものであり、構成を下記のものに特定するものでない。すなわち、本発明の技術的思想は、特許請求の範囲に記載された技術的範囲内において、種々の変更を加えることができる。
発明者らは、還元鉄からの脈石の除去を、誘導溶解炉で還元鉄を一旦溶解することにより行なうことを前提に検討を進めた。誘導溶解炉での還元鉄の加熱・溶解は、誘導電流により還元鉄中の金属鉄分が直接的に効率良く加熱されるという特徴がある。一方、スラグ分への直接加熱はなされないため、比重差により溶融鉄上に浮上したスラグが固化し、還元鉄の追加装入が困難となるという課題があった。
＜第一実施形態＞
そこで発明者らは、還元鉄を誘導溶解炉で溶解して脈石分をスラグとして分離するのに適した条件について探索を進めた。その結果、還元鉄を誘導溶解炉で溶解する際に、浴内への気体吹き込みを行なうとスラグの凝固が抑えられ、効率的に還元鉄の溶解およびスラグの分離が行なえることがわかった。さらに、溶融鉄内に適切な流量の気体の供給、生成スラグの組成制御、炉上に設置した熱源からのスラグへの熱供給の内、少なくとも１つ以上を行うことにより、スラグが流動した状態を保持することができ、より好適に還元鉄中の金属鉄を溶解しつつスラグを分離することが可能となることを見出した。ここで、スラグが流動している状態とは、スラグが全体的に赤熱しており、常に高温のスラグが循環している状態のことを指す。
そこで発明者らは、還元鉄を誘導溶解炉で溶解して脈石分をスラグとして分離するのに適した条件について探索を進めた。その結果、還元鉄を誘導溶解炉で溶解する際に、浴内への気体吹き込みを行なうとスラグの凝固が抑えられ、効率的に還元鉄の溶解およびスラグの分離が行なえることがわかった。さらに、溶融鉄内に適切な流量の気体の供給、生成スラグの組成制御、炉上に設置した熱源からのスラグへの熱供給の内、少なくとも１つ以上を行うことにより、スラグが流動した状態を保持することができ、より好適に還元鉄中の金属鉄を溶解しつつスラグを分離することが可能となることを見出した。ここで、スラグが流動している状態とは、スラグが全体的に赤熱しており、常に高温のスラグが循環している状態のことを指す。
このようにしてスラグが流動した状態を保つことで、還元鉄を追加装入する際に凝固したスラグに阻害されることがなくなり、誘導溶解炉の容積を有効に活用することが出来る。更に、スラグが流動しているため、炉上部からオーバーフローさせる、スラグドラッガーを用いて排滓するなど、溶融鉄とスラグを分離することも容易となる。スラグを分離する際には、炉体を傾動させることでスラグを排出する場所を限定することが、高温のスラグのハンドリングや損耗箇所の補修などの観点から好ましい。
還元鉄は、原料である鉄鉱石、または、鉄鉱石と成分調整材との混合物を、たとえば、直接還元炉として回転炉床炉などで加熱しながら、還元材と接触させて得ることができる。成分調整材としては、ＣａＯを含む生石灰などを用いることができ、還元材には、固体炭素源として炭材粉や還元性気体であるＨ２、ＣＯやＣＨ４などを用いることができる。誘導溶解炉に装入する還元鉄の温度は、直接還元炉で還元処理終了後の温度から大気温度の範囲にある。高温の還元鉄を誘導溶解炉に装入することで溶解に要する時間およびエネルギーを低減することができるので好ましい。したがって、誘導溶解炉に装入する還元鉄の温度は、大気温度より高いことが好ましく、３００℃以上がより好ましく、直接還元炉から誘導溶解炉までの搬送にかかる必要最小限の温度降下にとどめることが更に好ましい。
本発明の第一実施形態は、以上のような検討から得られたものであり、鉄鉱石または鉄鉱石と成分調整材との混合物を加熱下で還元材と接触させて直接還元鉄を得る直接還元ステップと、直接還元鉄を、誘導溶解炉で溶解して溶融鉄を得る溶解ステップと、溶解ステップで生成したスラグを溶解炉の炉外に排出する排滓ステップと、を備え、溶解ステップで溶解する直接還元鉄の誘導溶解炉への装入温度は、直接還元ステップ終了後の温度から大気温度までの範囲にあり、溶解ステップは、溶解ステップの一部の期間または全期間、溶融鉄中に気体を吹き込む第１工程を含み、さらに任意で、１）スラグ成分調整剤を添加する第２工程、および、２）誘導溶解炉の炉上に設置した熱源からスラグへの熱供給を行う第３工程から選ばれる１以上の工程を含むものである。
＜第二実施形態＞
次に、気体の吹込み条件の適正化を検討した。溶融鉄内に気体を供給すると、気体の浮上に伴って溶融鉄が撹拌され、生成・浮上したスラグに対して溶融鉄からの伝熱がなされるその結果、スラグの温度が上昇することで、スラグの流動性が改善される。供給する気体は配管で供給する際に液化しない気体であれば種類を問わない。たとえば、酸素や二酸化炭素などの酸化性気体は溶融鉄を酸化して鉄歩留まりを低下させるため、Ａｒ、Ｎ２などの不活性気体の方が好ましい。
次に、気体の吹込み条件の適正化を検討した。溶融鉄内に気体を供給すると、気体の浮上に伴って溶融鉄が撹拌され、生成・浮上したスラグに対して溶融鉄からの伝熱がなされるその結果、スラグの温度が上昇することで、スラグの流動性が改善される。供給する気体は配管で供給する際に液化しない気体であれば種類を問わない。たとえば、酸素や二酸化炭素などの酸化性気体は溶融鉄を酸化して鉄歩留まりを低下させるため、Ａｒ、Ｎ２などの不活性気体の方が好ましい。
ただし、供給気体量が多すぎると、溶融鉄の浴面まで気体が連続相のまま通過する、いわゆる吹き抜けが生じる。吹き抜けが生じると溶融鉄の飛散（スピッティング）が著しく増すと共に、供給した気体による撹拌および反応効率を低下させるため、スラグへの伝熱の効果が小さくなる。発明者らは、条件を変えた種々の実験を行った。その結果、気体を溶融鉄中に吹き込むためのガス供給ノズルの位置から溶融鉄浴面までの高さＨ（ｍ）を下記（１）式で表し、下記（２）式を満足するように気体を溶融鉄中に吹き込むことで吹き抜けを回避できることを見出した。
Ｈ＝１．２７×ＷＤＲＩ／（ρｌＤ２）×（％Ｔ．Ｆｅ）ＤＲＩ／１００－ｈ・・・（１）
Ｈ＞０．１８×（ρｇＱ２／ρｌＮ２ｄ２）１／３ ・・・（２）
ここで、ρｇ：供給気体の密度（ｋｇ／ｍ３）、
ρｌ：溶融鉄の密度（ｋｇ／ｍ３）、
Ｑ：ガス供給速度（Ｎｍ３／分）、
Ｎ：ガス供給ノズルの数（－）、
ｄ：ガス供給ノズル径（ｍ）、
Ｄ：誘導炉の炉内径（ｍ）、
ＷＤＲＩ：誘導炉内に供給した還元鉄重量（ｋｇ）、
（％Ｔ．Ｆｅ）ＤＲＩ：還元鉄に含まれる全鉄濃度（質量％）、
ｈ：誘導炉の炉底からガス供給ノズル位置までの高さ（ｍ）
を表す。
Ｈ＝１．２７×ＷＤＲＩ／（ρｌＤ２）×（％Ｔ．Ｆｅ）ＤＲＩ／１００－ｈ・・・（１）
Ｈ＞０．１８×（ρｇＱ２／ρｌＮ２ｄ２）１／３ ・・・（２）
ここで、ρｇ：供給気体の密度（ｋｇ／ｍ３）、
ρｌ：溶融鉄の密度（ｋｇ／ｍ３）、
Ｑ：ガス供給速度（Ｎｍ３／分）、
Ｎ：ガス供給ノズルの数（－）、
ｄ：ガス供給ノズル径（ｍ）、
Ｄ：誘導炉の炉内径（ｍ）、
ＷＤＲＩ：誘導炉内に供給した還元鉄重量（ｋｇ）、
（％Ｔ．Ｆｅ）ＤＲＩ：還元鉄に含まれる全鉄濃度（質量％）、
ｈ：誘導炉の炉底からガス供給ノズル位置までの高さ（ｍ）
を表す。
一方、気体の吹込み量が少なすぎると、気体の浮上に伴う溶融鉄の撹拌効果が小さくなり、溶融鉄からスラグへの伝熱が小さくなるので、少なくとも０．０１Ｎｍ３／（分・ｔ－溶融鉄）の気体を供給することが好ましい。
本発明の第二実施形態は、以上のような検討から得られたものであり、第一実施形態に加えて、第１工程では、気体を前記溶融鉄中に吹き込むためのガス供給ノズルの位置から溶融鉄浴面までの高さＨ（ｍ）を上記（１）式で表し、上記（２）式を満足するように気体を溶融鉄中に吹き込むものである。
＜第三ないし第五実施形態＞
次にスラグの組成の適正化を検討した。スラグの流動性は、スラグ組成に大きく依存する。表２に示した還元鉄組成例について、含まれるスラグ成分をＡｌ２Ｏ３－ＣａＯ－ＳｉＯ２、またはＣａＯ－ＳｉＯ２－ＦｅＯ三成分の合計が１００％となる様に換算した組成を、それぞれの三元系状態図上にプロットして図１および２に示す。それぞれの三元系状態図は非特許文献１を参考にした。ここで、還元鉄中のＦｅＯ濃度は全鉄濃度Ｔ．Ｆｅと金属鉄濃度Ｍ．Ｆｅの差に７１．８５（ＦｅＯの分子量）／５５．８５（Ｆｅ原子量）を掛けて算出した。
次にスラグの組成の適正化を検討した。スラグの流動性は、スラグ組成に大きく依存する。表２に示した還元鉄組成例について、含まれるスラグ成分をＡｌ２Ｏ３－ＣａＯ－ＳｉＯ２、またはＣａＯ－ＳｉＯ２－ＦｅＯ三成分の合計が１００％となる様に換算した組成を、それぞれの三元系状態図上にプロットして図１および２に示す。それぞれの三元系状態図は非特許文献１を参考にした。ここで、還元鉄中のＦｅＯ濃度は全鉄濃度Ｔ．Ｆｅと金属鉄濃度Ｍ．Ｆｅの差に７１．８５（ＦｅＯの分子量）／５５．８５（Ｆｅ原子量）を掛けて算出した。
図１から明らかな様に、還元鉄に含まれるスラグ成分よりも、低融点である組成が存在する。ただし、ＳｉＯ２が高濃度のスラグ組成となると、低融点ではあるが高粘度となり流動性が低下する。そのため、質量基準でＳｉＯ２濃度（％ＳｉＯ２）に対するＣａＯ濃度（％ＣａＯ）の比である塩基度（以下、スラグ塩基度という）を０．５以上とするのが好ましい。また、スラグを低融点化する観点から、スラグ塩基度は２．０以下、Ａｌ２Ｏ３濃度は１０～２５質量％の範囲とすることが好ましい。このスラグ組成に調整する手段としては、還元鉄を製造する際の原料成分調整剤、ないしは還元鉄を溶解する際のスラグ成分調整剤として、ＣａＯ、ＳｉＯ２およびＡｌ２Ｏ３の１種以上を含む物質を添加することが好ましい。ＣａＯを含む物質としては、石灰石、消石灰、生石灰、製鋼スラグなどのいずれでも良い。なお、石灰石や消石灰は分解時に吸熱反応で温度低下を招き、製鋼スラグはＣａＯ濃度が４０～５０質量％程度であり、添加量が増えて還元鉄溶解時の生成スラグ量が増大するという問題があるため、生石灰を用いることが好ましい。ＳｉＯ２を含む物質としては、珪石、石炭灰、製鋼スラグなどが考えられる。他には金属Ｓｉやシリコンスラッジを加えることで、還元鉄に残存する酸化鉄分との反応により生成するＳｉＯ２を活用することでも構わない。Ａｌ２Ｏ３を含む物質としては、コランダムやボーキサイト等の天然石の他、金属Ａｌやアルミドロスを加えることで、還元鉄に残存する酸化鉄分との反応により生成するＡｌ２Ｏ３を活用することでも構わない。
本発明の第三実施形態は、以上のような検討から得られたものであり、第一または第二実施形態に加え、第２工程では、溶解ステップで生成するスラグの組成について、スラグの塩基度が０．５～２．０の範囲にあり、Ａｌ２Ｏ３濃度が１０～２５質量％の範囲にあるように、スラグ成分調整剤の種類および添加量を調整するものである。
また、図２から明らかな様に、還元鉄に含まれるスラグ分は高濃度のＦｅＯを含み、スラグの融点を下げて流動性を確保するという観点では有効である。しかし、そのままではＦｅ歩留まりが低位となるので、溶解により分離したスラグ中の全鉄濃度（％Ｔ．Ｆｅ）を２０質量％以下、より好ましくは１０質量％以下、更に好ましくは５質量％以下となるように、スラグを還元することが好ましい。還元手段としては、ア）Ｃ、Ａｌ、Ｓｉなどの還元材を少なくとも１種類以上含む固体を生成・浮上したスラグに対して供給すること、イ）溶融鉄内に供給するガスとしてＣＯ、Ｈ２、炭化水素などの還元性ガスの少なくとも１種類以上含むガスを使用すること、ウ）還元鉄製造時点で還元材原単位を増加させること、などの手段のいずれでも良く、これらの組み合わせでも構わない。
本発明の第四実施形態は、以上のような検討から得られたものであり、第一～第三のいずれかの実施形態に加え、溶解ステップは、１種類以上の還元性の固体または気体を供給する第４工程を含むものである。さらに、本発明の第五実施形態は、第四実施形態に加え、溶解ステップで生成するスラグの組成について、全鉄濃度（％Ｔ．Ｆｅ）が２０質量％以下となるように、還元性の固体または気体の種類および供給量を調整するものである。
＜第３工程＞
誘導溶解炉での還元鉄溶解により生成するスラグの温度低下を抑制するため、炉上に加熱源を設置してスラグに熱供給する第３工程を有することが好ましい。加熱源としては、バーナー加熱、電極を用いた通電加熱、スラグ中に導電体を浸漬しての誘導加熱など、スラグを直接加熱可能な手段であればこれらに限らず、複数の手段を併用しても良い。バーナー加熱は、重油等の液体燃料、ＣＯ、Ｈ２、炭化水素等の気体燃料のいずれでも良く、組み合わせでも構わない。スラグ中に浸漬する導電体は誘導電流により発熱する物であれば何でもよいが、コストを考えると鉄棒、炭素棒などをスラグ中に浸漬した状態で保持するか、生成スラグの密度と同等の嵩密度になる様に作製した還元鉄の粒を上添加し、スラグ中に滞留させることでもよい
誘導溶解炉での還元鉄溶解により生成するスラグの温度低下を抑制するため、炉上に加熱源を設置してスラグに熱供給する第３工程を有することが好ましい。加熱源としては、バーナー加熱、電極を用いた通電加熱、スラグ中に導電体を浸漬しての誘導加熱など、スラグを直接加熱可能な手段であればこれらに限らず、複数の手段を併用しても良い。バーナー加熱は、重油等の液体燃料、ＣＯ、Ｈ２、炭化水素等の気体燃料のいずれでも良く、組み合わせでも構わない。スラグ中に浸漬する導電体は誘導電流により発熱する物であれば何でもよいが、コストを考えると鉄棒、炭素棒などをスラグ中に浸漬した状態で保持するか、生成スラグの密度と同等の嵩密度になる様に作製した還元鉄の粒を上添加し、スラグ中に滞留させることでもよい
＜第六実施形態＞
原料である直接還元鉄は、不純物としてりんを含む場合があり、溶融鉄からりんを除去することが好ましい。また、溶融鉄に所望の成分を添加することが好ましい場合がある。本発明の第六実施形態は、このような要望から開発されたものである。
原料である直接還元鉄は、不純物としてりんを含む場合があり、溶融鉄からりんを除去することが好ましい。また、溶融鉄に所望の成分を添加することが好ましい場合がある。本発明の第六実施形態は、このような要望から開発されたものである。
脱りん反応は下記（Ａ）式で表されるように酸素源およびＣａＯ源が必要となる。
２［Ｐ］＋５/２・Ｏ２（ｇ）＋３ＣａＯ（ｓ）＝３ＣａＯ・Ｐ２Ｏ５（ｓ） ・・・（Ａ）
ここで、［Ｐ］は溶融鉄中のりんを示す。たとえば、不純物としてのりんを溶融鉄から除去する方法として、溶解ステップで得られた溶融鉄、または、排滓ステップでスラグを排出したのちの溶融鉄に酸素源とＣａＯ源とを供給することができる。
２［Ｐ］＋５/２・Ｏ２（ｇ）＋３ＣａＯ（ｓ）＝３ＣａＯ・Ｐ２Ｏ５（ｓ） ・・・（Ａ）
ここで、［Ｐ］は溶融鉄中のりんを示す。たとえば、不純物としてのりんを溶融鉄から除去する方法として、溶解ステップで得られた溶融鉄、または、排滓ステップでスラグを排出したのちの溶融鉄に酸素源とＣａＯ源とを供給することができる。
脱りん処理の酸素源には一般的に純酸素ガスが用いられる。しかしながら、脱りん反応は発熱反応であるため低温で脱りん処理を行うことが有利であることを考慮すると、処理に問題ない範囲で溶融鉄温度を下げることが有利であると結論に至った。
検討の結果、酸素源として空気あるいは鉄鉱石やミルスケール等の酸化鉄源を供給することで、溶融鉄を冷却しつつ十分に脱りんが可能であることを見出した。空気の利用については、空気に含まれる窒素ガスの顕熱として抜熱が進行することによって純酸素ガスに対する冷却効果が得られる。また、酸化鉄源の利用については、酸化鉄源が還元されて金属Ｆｅとなる、あるいは酸化鉄の形で溶融スラグを形成する際に吸熱することによって純酸素ガスに対する冷却効果が得られる。
次に、石灰石に含まれる炭酸カルシウムはＣａＯとＣＯ２に分解する際に吸熱するため、ＣａＯ源として石灰石を使用することで、溶融鉄を冷却することが可能となる。同様の冷却効果は、生ドロマイト等の炭酸塩を供給することによって得られるが、副原料中のＣａＯ割合が低くなると、添加する副原料の量が多くなり、スラグ生成量が増大したり、添加に要する時間が長くなるなどの操業上の課題が生じるため、求める冷却効果と安定した操業を考慮して添加する副原料の種類と量を調整することが好ましい。
脱りん処理を行う容器のフリーボード（溶融鉄上面位置から容器上端位置までの高さ）や上吹きランスのノズルの形状によりスピッティングの発生挙動は異なるので、脱りん処理の操業状況に応じて純酸素ないしは空気の供給速度やランス高さを調整することが好ましい。また、溶融鉄に攪拌を付与するため、不活性ガスを吹き込むと良い。不活性ガスはポーラスプラグやインジェクションランスを設置して吹き込むと良い。スラグ塩基度は１．５～４．０の範囲であることが好ましく、排滓ステップで持ち越すＳｉＯ２を多く含むスラグ量と、添加するＣａＯ源の種類と量で調整を行う。必要に応じて珪石やフェロシリコンなどのＳｉＯ２源や、生石灰などのＣａＯ源を添加してもよい。
なお、スラグ塩基度が低いと脱りん処理でのりん除去量が小さくなる。スラグ塩基度が高いと溶融鉄温度が低下した際にスラグの一部が凝固し耐火物に付着するため、脱りん処理後スラグの除去が困難となり、次回の処理時に溶融鉄を装入した際に異常反応が生じる、残留スラグが生成スラグに混入して成分外れの原因となるなどの問題が生じ得る。また、このような空気を用いた脱りん処理では高温の排ガスが多量に発生するため、ボイラー等を用いて排熱回収してもよい。
さらに、上記実施形態で得られた溶融鉄は、そのまま次工程で必要な成分となる様に精錬を行って溶鋼としてもよい。一度型枠内で凝固させて固体鉄を製造し、需要地へ輸送した後に再溶解してから精錬を行って溶鋼としても良い。前者であれば、凝固・再溶解の工程を必要としないため、エネルギー的に優位であるが、還元鉄製造プラント、誘導溶解炉、精錬設備を連続的に配置する必要があり、既存の製鉄所に設置する場合は場所の制約が生じる。あるいは、全て新設するのであれば、莫大な費用を要することに加え、既存の設備の活用が出来なくなる。後者であれば、還元鉄製造プラント、誘導溶解炉および凝固設備と、再溶解設備および精錬設備を分離することが可能となり、例えば、還元鉄製造～凝固までを鉄鉱石の産出国で行い、凝固鉄を需要地へ輸送し、再溶解・精錬を行うことが可能である。この場合、既存の精錬設備が活用できることに加え、鉄鉱石に含まれる脈石分の重量を減じた状態の凝固鉄を輸送することになるので、輸送コストの低減にも繋がる。どちらのプロセス構成を選択するかは、事業所の位置や所有する設備などを考慮して適切に選択すればよい。
本発明の第六実施形態は、以上のような検討から得られたものであり、第一～第五のいずれかの実施形態に加え、溶解ステップで得た溶融鉄を精錬する精錬ステップを更に備えるものである。該精錬ステップは、排滓ステップの後に実施することが好ましい。
＜第七実施形態＞
本発明の第七実施形態は、上記第一～第六のいずれかの実施形態にかかる直接還元鉄の溶解方法で得られた溶融鉄を凝固させて固体鉄とするものである。その固体鉄の全鉄濃度Ｔ．Ｆｅが９３質量％以上であり、酸化物成分の合計が３質量％以下であることが好ましい。また、固体鉄は凝固させる鋳型の形状や大きさに制限はないが、その後の荷役・梱包・運搬・使用設備への供給などを考えると１０～１００ｍｍの範囲の粒径の粒状に凝固させることが好ましい。
本発明の第七実施形態は、上記第一～第六のいずれかの実施形態にかかる直接還元鉄の溶解方法で得られた溶融鉄を凝固させて固体鉄とするものである。その固体鉄の全鉄濃度Ｔ．Ｆｅが９３質量％以上であり、酸化物成分の合計が３質量％以下であることが好ましい。また、固体鉄は凝固させる鋳型の形状や大きさに制限はないが、その後の荷役・梱包・運搬・使用設備への供給などを考えると１０～１００ｍｍの範囲の粒径の粒状に凝固させることが好ましい。
＜第八実施形態＞
本発明の第八実施形態は、副生物としてのスラグを土木建築用資材として活用するものである。すなわち、上記第一実施形態の排滓ステップによって排出されたスラグを冷却固化し土木建築用資材原料とする冷却固化ステップをさらに備えるものである。冷却固化したスラグは、上記塩基度範囲にあるとともに、冷却方法によって様々な粒度分布を取り、必要に応じて追加の破砕・分級等の粒度調整処理を行うことで、その特性を利用した資材として利用が可能である。例えば、排出されたスラグを水砕すると、微細なガラス状となり、比表面積が０．３５ｍ２／ｇ以上０．５０ｍ２／ｇ未満であることから、セメント原料（結合材）として利用可能である。また、大気中で徐冷し、使用用途に応じた粒度調整を行うことで、路盤材やコンクリート骨材として利用可能である。このように、冷却固化の方法については、排出されたスラグの利用目的に応じて事業者が適切に選定すれば良い。
本発明の第八実施形態は、副生物としてのスラグを土木建築用資材として活用するものである。すなわち、上記第一実施形態の排滓ステップによって排出されたスラグを冷却固化し土木建築用資材原料とする冷却固化ステップをさらに備えるものである。冷却固化したスラグは、上記塩基度範囲にあるとともに、冷却方法によって様々な粒度分布を取り、必要に応じて追加の破砕・分級等の粒度調整処理を行うことで、その特性を利用した資材として利用が可能である。例えば、排出されたスラグを水砕すると、微細なガラス状となり、比表面積が０．３５ｍ２／ｇ以上０．５０ｍ２／ｇ未満であることから、セメント原料（結合材）として利用可能である。また、大気中で徐冷し、使用用途に応じた粒度調整を行うことで、路盤材やコンクリート骨材として利用可能である。このように、冷却固化の方法については、排出されたスラグの利用目的に応じて事業者が適切に選定すれば良い。
＜第九実施形態＞
本発明の第九実施形態は、上記第一～第八実施形態に適用して好適な直接還元鉄の溶解システムとして構成されるものである。この実施形態は、鉄鉱石または鉄鉱石および成分調整材の混合物を加熱下で還元材と接触させて直接還元鉄を得る直接還元炉と、前記直接還元鉄を溶解して溶融鉄を得る誘導溶解炉と、前記誘導溶解炉で生成したスラグを前記溶解炉の炉外に排出する排滓機構と、を備える。直接還元炉としては、シャフト炉方式、流動層方式、回転炉床炉方式などを用いることができる。その多くが連続的に原料を供給し、連続的に還元鉄が製造される方式である。一方で、誘導溶解炉はバッチ式の処理であるため、還元鉄製造プラント１基に対して複数の誘導溶解炉を組み合わせた設備とすることで、１つの誘導溶解炉で還元鉄を溶解している間に、その他の誘導溶解炉へ還元鉄を供給することが可能となり、処理の待ち時間を低減することが可能である。したがって、直接還元炉１基に対し、誘導溶解炉を２基以上備えることが好ましい。排滓機構としては、誘導溶解炉の上部からオーバーフローさせて排滓できる排滓口を設けたり、炉体の傾動機構を設けたり、スラグを掻き出すスラグドラッカーを設置することができる。
本発明の第九実施形態は、上記第一～第八実施形態に適用して好適な直接還元鉄の溶解システムとして構成されるものである。この実施形態は、鉄鉱石または鉄鉱石および成分調整材の混合物を加熱下で還元材と接触させて直接還元鉄を得る直接還元炉と、前記直接還元鉄を溶解して溶融鉄を得る誘導溶解炉と、前記誘導溶解炉で生成したスラグを前記溶解炉の炉外に排出する排滓機構と、を備える。直接還元炉としては、シャフト炉方式、流動層方式、回転炉床炉方式などを用いることができる。その多くが連続的に原料を供給し、連続的に還元鉄が製造される方式である。一方で、誘導溶解炉はバッチ式の処理であるため、還元鉄製造プラント１基に対して複数の誘導溶解炉を組み合わせた設備とすることで、１つの誘導溶解炉で還元鉄を溶解している間に、その他の誘導溶解炉へ還元鉄を供給することが可能となり、処理の待ち時間を低減することが可能である。したがって、直接還元炉１基に対し、誘導溶解炉を２基以上備えることが好ましい。排滓機構としては、誘導溶解炉の上部からオーバーフローさせて排滓できる排滓口を設けたり、炉体の傾動機構を設けたり、スラグを掻き出すスラグドラッカーを設置することができる。
前記誘導溶解炉で溶解される直接還元鉄は、前記直接還元ステップ終了後の温度から大気温度までの範囲の温度で誘導溶解炉に装入されるように、直接還元炉と誘導溶解炉とを近接して配置することが好ましい。直接還元鉄は温度降下を抑制して誘導溶解炉まで搬送されることが好ましい。
誘導溶解炉内の溶融鉄に気体を吹き込む機構としては、炉底や炉壁にガス供給ノズルを設けることができる。浸漬ランスから気体を吹き込んでもよい。スラグ成分調整材の添加のために、誘導溶解炉の上部にホッパーを設けることができる。また、スラグの加熱のために上記第３工程で説明した熱源を設置することができる。
（実施例１）
５トン／ｈｒ規模の生産量の回転炉床炉に、表３に示す組成の鉄鉱石、成分調整剤として生石灰、および還元材として炭材粉の混合物を装入した。そして、処理温度が１０００℃±２０℃、酸素分圧ＰＯ２がｌｏｇＰＯ２で－１４～－１５の範囲となるように加熱バーナーに供給する燃料ガスと酸素の量とその比率を制御して還元処理を実施して、直接還元鉄を生成した。生石灰の添加量は、塩基度（質量基準の（％ＣａＯ）/（％ＳｉＯ２）比）が１程度となる様に決定した。この設備（回転炉床炉）では、装入から排出までの時間が９０分となるように操業条件を設定し、装入した試料が４５分時点で存在する場所の温度測定とガス組成分析を行った。
５トン／ｈｒ規模の生産量の回転炉床炉に、表３に示す組成の鉄鉱石、成分調整剤として生石灰、および還元材として炭材粉の混合物を装入した。そして、処理温度が１０００℃±２０℃、酸素分圧ＰＯ２がｌｏｇＰＯ２で－１４～－１５の範囲となるように加熱バーナーに供給する燃料ガスと酸素の量とその比率を制御して還元処理を実施して、直接還元鉄を生成した。生石灰の添加量は、塩基度（質量基準の（％ＣａＯ）/（％ＳｉＯ２）比）が１程度となる様に決定した。この設備（回転炉床炉）では、装入から排出までの時間が９０分となるように操業条件を設定し、装入した試料が４５分時点で存在する場所の温度測定とガス組成分析を行った。
採取したガス中の一酸化炭素（ＣＯ）および二酸化炭素（ＣＯ２）の濃度を赤外線ガス分析装置により測定し、各濃度（分圧）の比であるＣＯ／ＣＯ２比の測定値から酸素分圧ＰＯ２を以下の式より算出した。
２ＣＯ２（ｇ）＝２ＣＯ（ｇ）＋Ｏ２（ｇ） ・・・（Ｂ）
ΔＧ〇＝１３４３００－４０．７４×Ｔ（ｃａｌ／ｍｏｌ） ・・・（３）
Ｋ＝ｅｘｐ（－ΔＧ〇／ＲＴ）＝（ＰＣＯ／ＰＣＯ２）２・ＰＯ２ ・・・（４）
ここで、Ｔは反応温度（Ｋ）であり、Ｋは（Ｂ）式の化学反応の平衡定数、Ｒは気体定数（ｃａｌ／（Ｋ・ｍｏｌ））、ＰＣＯ、ＰＣＯ２はガス組成分析におけるＣＯ、ＣＯ２の分圧である。
２ＣＯ２（ｇ）＝２ＣＯ（ｇ）＋Ｏ２（ｇ） ・・・（Ｂ）
ΔＧ〇＝１３４３００－４０．７４×Ｔ（ｃａｌ／ｍｏｌ） ・・・（３）
Ｋ＝ｅｘｐ（－ΔＧ〇／ＲＴ）＝（ＰＣＯ／ＰＣＯ２）２・ＰＯ２ ・・・（４）
ここで、Ｔは反応温度（Ｋ）であり、Ｋは（Ｂ）式の化学反応の平衡定数、Ｒは気体定数（ｃａｌ／（Ｋ・ｍｏｌ））、ＰＣＯ、ＰＣＯ２はガス組成分析におけるＣＯ、ＣＯ２の分圧である。
この処理により得られた直接還元鉄を２５℃程度まで冷却した後分析した結果、表２に示す還元鉄Ｃ相当の組成であった。
内径０．９ｍ、炉底から出湯樋の下端までの高さが１．８ｍの誘導溶解炉を用いて種湯０．５ｔを溶解した炉内に、上記の通りで作製し、室温まで冷却された還元鉄を炉体から溢れないように添加し、溶解が進行して炉内の積層高さが下がったのを確認した後、上部に設けたホッパーから上添加することを、還元鉄の合計添加量が５．０ｔとなるまで繰り返した。炉底には、ＰＣＤ（Ｐｉｔｃｈ Ｃｉｒｃｌｅ Ｄｉａｍｅｔｅｒ，ピッチ円直径）が０．３ｍおよび０．６ｍの位置にそれぞれ等間隔に６か所ずつの底吹きノズルが設けられており、ガスヘッダーを経由して、任意の組み合わせのノズルに対してそれぞれ同流量のガス供給が可能な構成となっている。副原料の供給可能なホッパーを炉上に有し、処理の任意のタイミングで、１０ｋｇ単位での切り出しが可能である。炉内の溶融鉄の温度を適宜測定し、１６００±２０℃となる様に誘導溶解炉の出力ないしは還元鉄、副原料の供給速度を調整した。
ノズルからの供給ガス流量ないしは添加する副原料の種類・量を変更した溶解処理を実施した。副原料に使用した生石灰は、石灰石を高温焙焼してＣＯ２を除去した物を用い、ＣａＯ濃度はほぼ１００質量％である。珪石は砕石場で採取された物を粉砕処理した物であり、ＳｉＯ２濃度は約９８質量％で、わずかなＡｌ２Ｏ３およびＭｇＯを含む。ボーキサイトはＡｌ製錬の原料として輸入された鉱石を粉砕処理した物で、Ａｌ２Ｏ３濃度は約５０質量％で、残りの不純物として結晶水、ＳｉＯ２、ＴｉＯ２などを含む。処理後には炉体を傾動し、炉内の溶融鉄を完全に排出し、出湯重量を秤量した。また、スラグを採取して５３μｍ以下まで粉砕し、化学分析に供した。得られた値を処理条件と共に表４－１および表４－２に示す。ここで、比較として炉底からのガス供給を行わない条件でも処理を行った。
表４－２におけるスラグ流動性の判定は、炉上に設けた覗き窓から観察した炉内のスラグ表面が、全体的に赤熱しており、常に高温のスラグが循環している状態を〇、少なくとも一部が黒くなった固体状態となっているが、固体状態のスラグが、表面を常に移動している状態を△、全体的に黒くなっており、ひび割れた部分が赤熱している程度でスラグが停滞している状態を×とした。ここで、スラグ流動性が〇の条件においては、５．０ｔの還元鉄を添加し始めてから、完全に溶解して出湯のための傾動を開始するまでが９０分以内であったのに対し、スラグ流動性が△の条件においては９０分より長い時間を要した。この差異は、スラグの一部が固体となっており、排滓ステップにおいて出湯口へのスラグ移動に時間を要したためである。スラグ流動性が×の条件においては、還元鉄および副原料を追装しても、凝固したスラグ表面上に堆積し、溶融鉄の内部に侵入することが無く、初期から装入していた還元鉄しか溶解することが出来なかった。
処理Ｎｏ．１～１９はスラグ流動性の評価が○または△であったのに対し、処理Ｎｏ．２０はスラグ流動性の評価が×であった。処理Ｎｏ．２０では炉底からのガス供給を行わなかったため、溶融鉄からのスラグへの熱供給が十分なされずスラグが凝固したと考えられる。処理Ｎｏ．１～１９は、いずれもガス供給を行ったため、スラグ組成に依らずスラグ流動性を保持しており、排滓をすることが可能であった。ただし、表４－１および表４－２から明らかな様に、上記（１）式および（２）式を満足し、スラグの塩基度Ｃ／Ｓが０．５以上２．０以下の範囲内にあり、ＣａＯ－ＳｉＯ２－Ａｌ２Ｏ３の三元系に換算したスラグ中のＡｌ２Ｏ３濃度が１０質量％以上２５質量％以下の範囲にあるときに、特にスラグ流動性が良好であった。
処理Ｎｏ．１３～１５は、炉底からのガス供給量が大きすぎたため、上述の吹き抜け現象が生じ、溶融鉄の飛散が顕著であった。結果、出湯されたメタル量も他の発明例に比べて低位であった。処理Ｎｏ．１６は生石灰を過剰に添加した結果、スラグ塩基度Ｃ／Ｓが２．０を超え、スラグの融点が上昇して流動性が低下し、排滓時間が長くなった。処理Ｎｏ．１７は珪石を過剰に添加した結果、スラグ塩基度Ｃ／Ｓが０．５未満となり、スラグの粘度が上昇して流動性が低下し、排滓時間が長くなった。処理Ｎｏ．１８はボーキサイトを過剰に添加した結果、ＣａＯ－ＳｉＯ２－Ａｌ２Ｏ３三元系換算のＡｌ２Ｏ３濃度が２５質量％を超え、スラグの融点が上昇して流動性が低下し、排滓時間が長くなった。処理Ｎｏ．１９は生石灰と珪石を過剰に添加した結果、ＣａＯ－ＳｉＯ２－Ａｌ２Ｏ３三元系換算のＡｌ２Ｏ３濃度が５質量％未満まで希釈され、スラグの融点が上昇して流動性が低下し、排滓時間が長くなった。
副原料は生石灰、珪石、ボーキサイトに限るものではなく、上述したその他の物質によってスラグ組成を制御しても問題ないことを確認した。副原料の添加時期は、溶解開始から溶解完了までの間に、段階的に添加することがよりよいことがわかった。これは、溶解開始直後に多量の副原料を添加すると、還元鉄同士、あるいは還元鉄と種湯の接触を阻害し、誘導加熱の効率悪化による溶解時間の増大が見られたことによる。またこの時、溶解完了後には既にスラグが生成しており、組成によってはスラグが凝固してしまい、副原料を添加しても凝固したスラグの上に載った状態となり、スラグの低融点化に寄与しないという問題も見られた。
種湯が無くても還元鉄の溶解が進行するが、種湯がある場合、誘導加熱された種湯から固体の還元鉄への熱供給がなされる結果、還元鉄溶解に要する時間が短縮されるため、種湯がある方が好ましい。投入する還元鉄に対して５質量％程度以上の種湯があると特に有効である一方で、種湯が多くなると誘導溶解炉の容積に対して占める割合が増加し、溶解可能な還元鉄の量が低下してしまうため、種湯の割合は投入する還元鉄に対して７０質量％以下とすることが好ましい。また、種湯は嵩密度の大きいスクラップや大塊地金を新たに溶解する他、前回の溶解処理で溶解した溶融鉄の一部を炉内に残しておくことでもよい。
なお、ノズルの位置や組み合わせを変えた処理を行ったが、位置や組み合わせに依らず、ノズル１個当たりに供給するガス量が上記（２）式を満たす場合にはスラグの流動性が確保され、かつ溶融鉄の飛散が小さかったのに対し、（２）式を満たさない場合には、溶融鉄の飛散が増加し、メタル歩留まりが低下した。
また、ノズルの位置は、炉底でなく炉の側面でも問題ないことを確認した。ただし、炉の側面に設けたノズルから炉底までの距離ｈが大きい、すなわちＨが小さいと（２）式を満たすガス供給速度が低下し、溶融鉄の熱をスラグに有効に伝達することが困難となるため、ノズルの位置は極力炉底または炉底付近とすることが好ましい。
（実施例２）
実施例１と同じ方法で製作した直接還元鉄と同じ誘導炉を用い、生成スラグに含まれるＦｅＯ分を還元する処理を実施した。ガス還元材として、ＣＯ、Ｈ２およびＣＨ４を底吹きノズルから供給し、ガス還元材の供給時間は９０分で一定とした。また、固体還元材として固体Ｃ、金属Ａｌおよび金属Ｓｉを生成スラグに対して上添加する処理をそれぞれ実施した。ここで、金属Ａｌおよび金属Ｓｉで還元した場合、生成スラグの塩基度およびＡｌ２Ｏ３濃度が変化するため、生石灰ないしは珪石を副原料として添加して、スラグ塩基度およびＡｌ２Ｏ３濃度を調整した。処理後には炉体を傾動し、炉内の溶融鉄を完全に排出し、出湯重量を秤量した。また、スラグを採取して５３μｍ以下まで粉砕し、化学分析に供した。得られた値を処理条件と共に表５－１および表５－２に示す。
実施例１と同じ方法で製作した直接還元鉄と同じ誘導炉を用い、生成スラグに含まれるＦｅＯ分を還元する処理を実施した。ガス還元材として、ＣＯ、Ｈ２およびＣＨ４を底吹きノズルから供給し、ガス還元材の供給時間は９０分で一定とした。また、固体還元材として固体Ｃ、金属Ａｌおよび金属Ｓｉを生成スラグに対して上添加する処理をそれぞれ実施した。ここで、金属Ａｌおよび金属Ｓｉで還元した場合、生成スラグの塩基度およびＡｌ２Ｏ３濃度が変化するため、生石灰ないしは珪石を副原料として添加して、スラグ塩基度およびＡｌ２Ｏ３濃度を調整した。処理後には炉体を傾動し、炉内の溶融鉄を完全に排出し、出湯重量を秤量した。また、スラグを採取して５３μｍ以下まで粉砕し、化学分析に供した。得られた値を処理条件と共に表５－１および表５－２に示す。
処理Ｎｏ．２１～２７の還元性ガスを供給した条件において、実施例１の処理Ｎｏ．４と比較してメタル出湯量が増えており、スラグ中Ｔ．Ｆｅ濃度が低下していることが分かる。すなわち、ガス還元材が生成スラグ中ＦｅＯの還元に有効に寄与していることが明らかとなった。また、処理Ｎｏ．２３～２７を比較すると、供給する還元性ガス（ＣＨ４）の供給量を増加することで、スラグ中Ｔ．Ｆｅが低減し、メタル出湯量が増加していることが分かる。
次に、処理Ｎｏ．２８～３０の固体還元材を添加した条件においても、実施例１の処理Ｎｏ．４と比較してメタル出湯量が増えており、スラグ中Ｔ．Ｆｅ濃度が低下していることが分かる。還元性ガスと同様に固体還元材が生成スラグ中ＦｅＯの還元に有効に寄与していることが明らかとなった。
還元材の種類および組み合わせ、添加量、添加タイミングなどを変えて種々の評価を行ったが、いずれも還元材を添加しない条件に比べてメタル出湯量が増えており、スラグ中Ｔ．Ｆｅ濃度が低下していた。溶融鉄を製造するという本技術の目的に対し、還元材を供給して鉄歩留まりを改善させることでスラグ中のＴ．Ｆｅ濃度を２０質量％以下、より好ましくは１０質量％以下、更に好ましくは５質量％以下となる様に、スラグを還元することが好ましい。ただし、還元が進行するほど供給した還元材の利用効率は低下するので、還元鉄、副原料および還元材の組成と価格を考慮して処理方法を決定することが重要である。
（実施例３）
実施例１に示す回転炉床炉で作製した高温の直接還元鉄を、誘導溶解炉に直接装入して溶解する処理を行った。回転炉床炉を出た際に約１０００℃であった直接還元鉄を、実施例１、２と同様の誘導溶解炉に直接装入して溶解した。ここで、装入までの運搬において還元鉄の温度は降下し、装入直後の還元鉄温度は約９００℃であった。高温状態の還元鉄に対しても問題なく誘導加熱することが可能であり、昇温に要する時間は、同等の組成の還元鉄、同等の処理条件に比べて３０分以上短縮することが可能であった。ここで、加熱状態で直接装入した還元鉄溶解においても、上記で述べた気体の吹込み条件、スラグ組成を満たす場合にスラグの流動性が確保され、安定的に処理を行うことが可能であった。また、還元鉄製造時点で上記で述べたスラグ塩基度およびＡｌ２Ｏ３濃度の条件を満たしておけば、誘導溶解炉での溶解時点では（２）式を満たす条件でガス供給するのみで良く、副原料を添加する必要は無かった。
実施例１に示す回転炉床炉で作製した高温の直接還元鉄を、誘導溶解炉に直接装入して溶解する処理を行った。回転炉床炉を出た際に約１０００℃であった直接還元鉄を、実施例１、２と同様の誘導溶解炉に直接装入して溶解した。ここで、装入までの運搬において還元鉄の温度は降下し、装入直後の還元鉄温度は約９００℃であった。高温状態の還元鉄に対しても問題なく誘導加熱することが可能であり、昇温に要する時間は、同等の組成の還元鉄、同等の処理条件に比べて３０分以上短縮することが可能であった。ここで、加熱状態で直接装入した還元鉄溶解においても、上記で述べた気体の吹込み条件、スラグ組成を満たす場合にスラグの流動性が確保され、安定的に処理を行うことが可能であった。また、還元鉄製造時点で上記で述べたスラグ塩基度およびＡｌ２Ｏ３濃度の条件を満たしておけば、誘導溶解炉での溶解時点では（２）式を満たす条件でガス供給するのみで良く、副原料を添加する必要は無かった。
（実施例４）
実施例１および２で得られた溶融鉄を、温度調整をした上で鍋型の容器に移し替えた。この時、還元鉄に含まれる脈石起因で誘導溶解炉溶解時に生成したスラグの内、約１０ｋｇ／ｔ－溶融鉄を一緒に鍋型容器に移し替え、残りは別のスラグ容器に移し替えた。鍋型の容器を脱りん処理設備へと移動し、供給する酸素源と石灰源の種類と量を変更して脱りん処理を行った。脱りん処理設備はガス上吹きランス、副原料切り出しホッパー、底吹きポーラスプラグを有する。ガス上吹きランスからは、約１Ｎｍ３／（分・ｔ－溶融鉄）の速度で純酸素ないしは空気を含むガスを供給可能である。副原料切り出しホッパーは３基あり、それぞれ鉄鉱石、生石灰（ＣａＯ）、炭酸カルシウム（ＣａＣＯ３）が充填されており、それぞれ約１０ｋｇ／分の速度で供給が可能である。底吹きポーラスプラグからはガスを供給することが可能であり、本実施例では約０．１Ｎｍ３／（分・ｔ－溶融鉄）の速度で純Ａｒガスを供給した。
実施例１および２で得られた溶融鉄を、温度調整をした上で鍋型の容器に移し替えた。この時、還元鉄に含まれる脈石起因で誘導溶解炉溶解時に生成したスラグの内、約１０ｋｇ／ｔ－溶融鉄を一緒に鍋型容器に移し替え、残りは別のスラグ容器に移し替えた。鍋型の容器を脱りん処理設備へと移動し、供給する酸素源と石灰源の種類と量を変更して脱りん処理を行った。脱りん処理設備はガス上吹きランス、副原料切り出しホッパー、底吹きポーラスプラグを有する。ガス上吹きランスからは、約１Ｎｍ３／（分・ｔ－溶融鉄）の速度で純酸素ないしは空気を含むガスを供給可能である。副原料切り出しホッパーは３基あり、それぞれ鉄鉱石、生石灰（ＣａＯ）、炭酸カルシウム（ＣａＣＯ３）が充填されており、それぞれ約１０ｋｇ／分の速度で供給が可能である。底吹きポーラスプラグからはガスを供給することが可能であり、本実施例では約０．１Ｎｍ３／（分・ｔ－溶融鉄）の速度で純Ａｒガスを供給した。
脱りん処理前の溶融鉄温度が１５９０℃程度となる様に誘導溶解炉での溶解温度を調整した。ガス上吹きランスを下降する前および処理後にガス上吹きランスの上昇が完了したタイミングをそれぞれ脱りん処理前後とし、それぞれサブランスを用いて測温・サンプリングを実施した。サンプリングしたサンプルは切断・研磨を行い、発光分光分析法により、予め作成した検量線から溶融鉄中のＣ濃度［Ｃ］およびＰ濃度［Ｐ］を評価した。また、サブランス測温・サンプリングを行なったタイミグにおける溶湯の凝固温度を測定することが可能であり、脱りん処理後の溶融鉄の凝固温度Ｔｍを実測した。
ガス上吹きランスの下降開始を脱りん処理開始とし、上吹きランスが所定高さに到達後、酸素ガス源の供給および副原料の添加を開始した。所定量の酸素ガス源および副原料の供給が完了した後、上吹きランスが待機位置まで上昇完了した時点を脱りん処理終了とした。その間を処理時間ｔｆ（分）とした。
脱りん処理後、鍋型容器を傾動し、スラグドラッガーにより溶融鉄上のスラグを除去した。除去したスラグの一部を採取し、化学分析を行った。その後、鍋をクレーンで吊り上げて傾動し、タンディッシュに溶融鉄を移し替え、タンディッシュから溶融鉄を流下し定盤に衝突させて粒滴となった溶融鉄を、冷却水槽に落下させて凝固させることで粒鉄を製造した。得られた粒鉄の粒径は０．１～３０ｍｍであった。粒度分布は、＋０．１ｍｍ－１ｍｍ：１７．２質量％、＋１ｍｍ－１０ｍｍ：３１．３質量％、＋１０ｍｍ－２０ｍｍ：３８．８質量％、＋２０ｍｍ－３０ｍｍ：１２．７質量％であった。ここで、＋Ｎ－Ｍとは、目開きＮの篩上であって、目開きＭの篩下であることを意味する。
脱りん処理後溶融鉄温度Ｔｆが脱りん処理前溶融鉄温度Ｔｉより低くなるように調整しながら、スラグ塩基度Ｃ／Ｓを１．５～４．０の範囲に調整し、脱りん処理後溶融鉄温度Ｔｆを該溶融鉄の凝固温度Ｔｍから２０℃以上高くなるように調整した。その結果、脱りん処理前溶融鉄のＰ濃度［Ｐ］ｉ：０．１２質量％程度が脱りん処理後溶融鉄のＰ濃度［Ｐ］ｆ：０．０２～０．０４質量％まで低下した。また、粒鉄の生産性を阻害することなく、固体鉄を製造できた。
上記で製造した粒鉄を含め、実施例１および実施例２の発明例で生成した溶融鉄を凝固させると、鋳型の寸法・形状によらず、全鉄量Ｔ．Ｆｅが９３質量％以上であり、酸化物成分の合計が３質量％以下である固体鉄が得られることを確認した。鋳型の寸法・形状はその後の使用用途に応じて変更すれば良いが、荷役・梱包・運搬・使用設備への供給などを考えると１０ｍｍ以上１００ｍｍ以下の粒状に凝固させることが好ましい。
実施例１および実施例２の発明例で生成したスラグは排滓するために必要な流動性を有している。スラグの塩基度と同じＣ／Ｓが０．５～２．０の範囲にあり、ＣａＯ－ＳｉＯ２－Ａｌ２Ｏ３三元系換算のＡｌ２Ｏ３濃度が１０～２５質量％の範囲にある。そして、溶融スラグを水砕処理をすることで微細なガラス状となり、０．３５ｍ２／ｇ以上０．５０ｍ２／ｇ未満となり、セメント原料として利用可能であることを確認した。また、溶融スラグ大気中で徐冷することにより、数百ｍｍ程度以下のスラグ塊が得られ、これを破砕・分級して適切に粒度調整することで、路盤材やコンクリート骨材として利用可能であることを確認した。
本明細書中で、質量の単位「ｔ」は、１０３ｋｇを表し、熱量の単位「ｃａｌ」は「４．１８４Ｊ」に換算される。また、体積の単位「Ｎｍ３」に付すＮは気体の標準状態を示し、本明細書では気体の標準状態を１ａｔｍ（＝１０１３２５Ｐａ）、０℃とする。化学式の表記で［Ｍ］は元素Ｍが溶融鉄や還元鉄中に溶解していることを表す。
本発明の直接還元鉄の溶解方法によれば、直接還元鉄を誘導溶解炉で溶解するに際して、溶融鉄中に気体を吹き込み、スラグの流動性を上げて、スラグと溶融鉄とを分離し、特に、高温の還元鉄を溶解することでエネルギーの節約と生産性の向上が図れるので産業上有用である。
Claims (10)
- 鉄鉱石または鉄鉱石と成分調整材との混合物を加熱下で還元材と接触させて直接還元鉄を得る直接還元ステップと、
前記直接還元鉄を、誘導溶解炉で溶解して溶融鉄を得る溶解ステップと、
前記溶解ステップで生成したスラグを前記溶解炉の炉外に排出する排滓ステップと、
さらに任意で、前記溶解ステップで得た溶融鉄を精錬する精錬ステップと、を備え、
前記溶解ステップで溶解する直接還元鉄の前記誘導溶解炉への装入温度は、前記直接還元ステップ終了後の温度から大気温度までの範囲にあり、
前記溶解ステップは、該溶解ステップの一部の期間または全期間、前記溶融鉄中に気体を吹き込む第１工程を含み、
さらに任意で、
１）スラグ成分調整剤を添加する第２工程、
２）前記誘導溶解炉の炉上に設置した熱源からスラグへの熱供給を行う第３工程、および、
３）１種類以上の還元性の固体または気体を供給する第４工程
から選ばれる１以上の工程を含む、直接還元鉄の溶解方法。 - 前記第１工程では、
前記気体を前記溶融鉄中に吹き込むためのガス供給ノズルの位置から前記溶融鉄浴面までの高さＨ（ｍ）を下記（１）式で表し、下記（２）式を満足するように前記気体を前記溶融鉄中に吹き込む、請求項１に記載の直接還元鉄の溶解方法。
Ｈ＝１．２７×ＷＤＲＩ／（ρｌＤ２）×（％Ｔ．Ｆｅ）ＤＲＩ／１００－ｈ・・・（１）
Ｈ＞０．１８×（ρｇＱ２／ρｌＮ２ｄ２）１／３ ・・・（２）
ここで、ρｇ：供給気体の密度（ｋｇ／ｍ３）、
ρｌ：溶融鉄の密度（ｋｇ／ｍ３）、
Ｑ：ガス供給速度（Ｎｍ３／分）、
Ｎ：ガス供給ノズルの数（－）、
ｄ：ガス供給ノズル径（ｍ）、
Ｄ：誘導炉の炉内径（ｍ）、
ＷＤＲＩ：誘導炉内に供給した還元鉄重量（ｋｇ）、
（％Ｔ．Ｆｅ）ＤＲＩ：還元鉄に含まれる全鉄濃度（質量％）、
ｈ：誘導炉の炉底からガス供給ノズル位置までの高さ（ｍ）
を表す。 - 前記第２工程では、
前記溶解ステップで生成するスラグの組成について、質量基準でＳｉＯ２濃度（％ＳｉＯ２）に対するＣａＯ濃度（％ＣａＯ）の比である塩基度が０．５～２．０の範囲にあり、Ａｌ２Ｏ３濃度（％Ａｌ２Ｏ３）が１０～２５質量％の範囲にあるように、前記スラグ成分調整剤の種類および添加量を調整する、請求項１に記載の直接還元鉄の溶解方法。 - 前記第４工程では、
前記溶解ステップで生成するスラグの組成について、全鉄濃度（％Ｔ．Ｆｅ）が２０質量％以下となるように、前記還元性の固体または気体の種類および供給量を調整する、請求項１に記載の直接還元鉄の溶解方法。 - 請求項１～４のいずれか１項に記載の方法で得た溶融鉄を凝固させて固体鉄とする、固体鉄の製造方法。
- 請求項５に記載の方法により製造された固体鉄であって、全鉄濃度Ｔ．Ｆｅが９３質量％以上であり、酸化物成分の合計が３質量％以下である、固体鉄。
- 土木建築用資材の製造方法であって、
直接還元鉄を、誘導溶解炉で溶解して溶融鉄を得る溶解ステップと、
前記溶解ステップで生成したスラグを前記溶解炉の炉外に排出する排滓ステップと、
前記排滓ステップによって排出されたスラグを冷却固化し土木建築用資材原料とする冷却固化ステップと、を備え、
前記溶解ステップで溶解する直接還元鉄の前記誘導溶解炉への装入温度は、前記直接還元ステップ終了後の温度から大気温度までの範囲にあり、
前記溶解ステップは、該溶解ステップの一部の期間または全期間、前記溶融鉄中に気体を吹き込む第１工程を含み、
さらに任意で、
１）スラグ成分調整剤を添加する第２工程、および、
２）前記誘導溶解炉の炉上に設置した熱源からスラグへの熱供給を行う第３工程
から選ばれる１以上の工程を含む、土木建築用資材の製造方法。 - 請求項７に記載の方法により製造された土木建築用資材であって、質量基準でＳｉＯ２濃度（％ＳｉＯ２）に対するＣａＯ濃度（％ＣａＯ）の比である塩基度が０．５～２．０の範囲にあり、Ａｌ２Ｏ３濃度（％Ａｌ２Ｏ３）が１０～２５質量％の範囲にある、土木建築用資材。
- 鉄鉱石または鉄鉱石および成分調整材の混合物を加熱下で還元材と接触させて直接還元鉄を得る直接還元炉と、
前記直接還元鉄を溶解して溶融鉄を得る誘導溶解炉と、
前記誘導溶解炉で生成したスラグを前記溶解炉の炉外に排出する排滓機構と、
さらに任意で、前記誘導溶解炉で溶解した溶融鉄を精錬する精錬設備と、を備え、
前記誘導溶解炉で溶解される直接還元鉄は、直接還元処理終了後の温度から大気温度までの範囲の温度で前記誘導溶解炉に装入され、
前記誘導溶解炉は、前記直接還元鉄溶解中の一部の期間または全期間、前記溶融鉄中に気体を吹き込む機能を有し、
さらに任意で、
１）スラグ成分調整剤を添加する機能、
２）前記誘導溶解炉の炉上に設置した熱源からスラグへの熱供給を行う機能、および、
３）１種類以上の還元性の固体または気体を供給する機能
から選ばれる１以上の機能を有する、直接還元鉄の溶解システム。 - 前記直接還元炉１基に対し、前記誘導溶解炉を２基以上備える、請求項９に記載の直接還元鉄の溶解システム。
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