WO2024062742A1 - 固体還元炉及びサブマージドアーク炉を用いた溶銑の製造方法 - Google Patents

固体還元炉及びサブマージドアーク炉を用いた溶銑の製造方法 Download PDF

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WO2024062742A1
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iron
hot metal
producing
iron ore
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友司 岩見
隆英 樋口
健太 竹原
謙弥 堀田
直人 中村
頌平 藤原
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Ｊｆｅスチール株式会社
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    • C21B11/10—Making pig-iron other than in blast furnaces in electric furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/12—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in electric furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B3/00—General features in the manufacture of pig-iron
    • C21B3/02—General features in the manufacture of pig-iron by applying additives, e.g. fluxing agents
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C1/00—Refining of pig-iron; Cast iron

Definitions

  • the present invention relates to a method for producing hot metal using a solid reduction furnace and a submerged arc furnace.
  • DR direct reduction
  • iron ore raw materials such as iron ore pellets and lump ore are first gas-reduced while still solid in a solid reduction furnace (shaft furnace) to produce direct reduced iron (DRI, hereinafter also simply referred to as "reduced iron”).
  • This reduced iron is melted in a melting furnace such as an electric arc furnace (EAF) or a submerged arc furnace (SAF) to obtain molten pig iron with pig slag (molten slag) separated therefrom.
  • EAF electric arc furnace
  • SAF submerged arc furnace
  • Iron ore pellets as an iron ore raw material used in the DR method are produced by mixing and granulating fine ore with a binder and auxiliary raw materials to form green pellets, and firing the green pellets. Bentonite is often used as a binder.
  • Patent Document 1 proposes a pellet with a two-layer structure consisting of a porous body made of iron ore raw material and a coating layer covering this porous body.
  • the coating layer contains a Ca compound, an Fe compound, and 0.1 parts by mass or more and 10.0 parts by mass or less of bentonite based on the total of the Ca compound and the Fe compound.
  • Patent Document 2 proposes the use of smectite clay that has been pretreated with a dispersant to improve the strength of pellets.
  • the smectite clay contains bentonite, and about 0.2 to about 1.0 kg, or about 0.4 to about 0.8 kg, or about 0.4 to about 0.7 kg of smectite clay per MT (megaton) of pellet-forming particles.
  • the blending amount is listed as an example in Patent Document 2.
  • an electric arc furnace (EAF) has been mainly used as equipment for melting reduced iron.
  • EAF electric arc furnace
  • high-grade iron ore has inevitably been used as the raw material for this reduced iron (that is, the raw material ore for iron ore pellets).
  • high-grade iron ore include South American ore, concentrate ore whose quality has been increased by performing ore beneficiation in advance, and pellet-fed ore.
  • Patent Document 1 since iron ore pellets after firing are likely to cause powdering phenomenon in a solid reduction furnace, the purpose of Patent Document 1 is to suppress this reduction powdering and ensure the strength of the fired pellets. Patent Document 2 also aims to improve the strength of pellets. Both Patent Documents 1 and 2 consider only the properties of the pellets, and do not consider the realization of high energy efficiency in the series of hot metal production processes described above.
  • the present invention aims to achieve high energy efficiency in the melting process when producing reduced iron from iron ore in a solid reduction furnace and melting the reduced iron in a submerged arc furnace to produce hot metal.
  • the purpose of the present invention is to provide a method for producing hot metal that can be realized.
  • the present inventors have found that the energy efficiency in the melting process is increased when the total slag ratio in the melting process is within a predetermined range.
  • An iron ore preparation step (A) including a step (A-1) of preparing a first iron ore pellet produced from low-grade iron ore having a total Fe content of 63% by mass or less, an optional step (A-2) of preparing a second iron ore pellet produced from high-grade iron ore having a total Fe content of more than 63% by mass, and an optional step (A-3) of preparing lump ore; a reduced iron preparation step (B) including a step (B-1) of producing a first reduced iron from the first iron ore pellets, an optional step (B-2) of producing a second reduced iron from the second iron ore pellets, an optional step (B-3) of producing a third reduced iron from the lump ore, and an optional step (B-4) of preparing a fourth reduced iron that has been produced in advance; a melting step (C) of melting the first reduced iron, and any of the second reduced iron, the third reduced iron, and the fourth reduced iron in
  • S1 slag ratio of the first reduced iron (kg/t)
  • W1 the blending ratio of the first reduced iron (-)
  • S2 average slag ratio of the second to fourth reduced irons (kg/t)
  • W2 total blend ratio of the second to fourth reduced irons (-)
  • S3 Amount of the slag former added in the melting step (C) (kg/t) It is.
  • the setting of S1 is selected from the composition of the low-grade iron ore used in the step (A-1), and the type and blending ratio of the binder and auxiliary raw materials added in the step (A-1).
  • the setting of S1 is selected from the composition of the low-grade iron ore used in the step (A-1), and the type and blending ratio of the binder and auxiliary raw materials added in the step (A-1).
  • the method for producing hot metal according to [6] or [7] which is carried out by setting one or more of the following.
  • reduced iron is produced from iron ore in a solid reduction furnace, and reduced iron is melted in a submerged arc furnace to produce hot metal, with high energy efficiency in the melting process. can be realized.
  • 1 is a graph showing the relationship between the total slag ratio in the furnace and the power efficiency in the melting process.
  • first iron ore pellets produced using low-grade iron ore with a total Fe content of 63% by mass or less are prepared.
  • A-1 an optional step of preparing a second iron ore pellet produced using high-grade iron ore with a total Fe content of more than 63% by mass, and preparing lump ore.
  • C The feature is that the following formula (1) is satisfied.
  • S1 Slag ratio of the first reduced iron (kg/t) W1: Blending ratio of the first reduced iron (-) S2: average slag ratio of the second to fourth reduced iron (kg/t) W2: Total blending ratio of the second to fourth reduced irons (-) S3: Amount (kg/t) of the slag material added in the melting step (C) It is.
  • the raw materials for iron ore pellets generally consist of iron ore, a binder, and auxiliary materials.
  • low-grade iron ore refers to iron ore in which the total Fe amount (hereinafter referred to as T.Fe) is 63% by mass or less.
  • high-grade iron ore refers to T. It refers to iron ore containing more than 63% by mass of Fe. It is preferable that the low-grade iron ore has a crystal water content of 4% by mass or more.
  • Iron ore pellets manufactured using low-grade iron ore as a raw material are referred to as first iron ore pellets, and iron ore pellets manufactured using high-grade iron ore as a raw material are referred to as second iron ore pellets.
  • the iron ore pellets used in this embodiment include at least a first iron ore pellet. If the first iron ore pellets are not included, the weight of the slag, which will be described later, is insufficient, resulting in lower energy efficiency. All of the iron ore pellets used in this embodiment may be first iron ore pellets, but may also include second iron ore pellets.
  • Bentonite is preferred as a binder for iron ore pellets, but any other known or arbitrary binder, such as organic or inorganic binders, that can achieve the same effect may be used.
  • quicklime, limestone, dolomite, etc. may be mixed as auxiliary materials.
  • the first and second iron ore pellets may be prepared by manufacturing them through general crushing, mixing, granulation, and firing processes, or iron ore pellets manufactured in advance may be prepared.
  • each step can be performed using conventionally known equipment and conditions as listed below.
  • the pulverization process can be performed using a pulverizer such as a general ball mill.
  • the mixing process can be performed using a general high-speed stirring mixer, concrete mixer, or the like.
  • the granulation process can be performed using a general pelletizer, drum mixer, or the like.
  • the firing process can be performed using a general rotary kiln, electric furnace, or the like.
  • lump ore may be prepared as a raw material for reduced iron.
  • Lump ore is generally iron ore with a size of about 10 to 35 mm, and is used in the reduction process without being crushed.
  • reduced iron is manufactured from first iron ore pellets as an essential raw material, second iron ore pellets and lump ore as optional raw materials.
  • a solid reducing furnace such as a general shaft furnace may be used, and there are no particular restrictions on the reducing gas, but depending on the manufacturing method used, for example, H2 : 55% and CO in volume %.
  • the reduced iron obtained from the first iron ore pellet, the second iron ore pellet, and the lump ore are referred to as first, second, and third reduced iron, respectively. Further, in addition to the reduced iron obtained as described above, previously produced reduced iron may be prepared, and this is referred to as fourth reduced iron.
  • each reduced iron prepared in the above process is melted using SAF and separated into hot metal and molten slag formed on the hot metal.
  • the diameter of the SAF furnace is preferably 5 to 25 m.
  • SAF with a production volume of 50 t/h falls under the above category.
  • the diameter of the SAF furnace is 5 to 25 m, the maintenance of the furnace and the site area of the equipment are suitable.
  • a slag-forming material is added to adjust the basicity of the molten slag formed on the hot metal.
  • the basicity of the molten slag is calculated by the weight ratio of CaO/ SiO2 .
  • the basicity of the molten slag is preferably 1.0 to 1.3. When the basicity of the molten slag is 1.0 to 1.3, it is suitable for solidifying and pulverizing the molten slag and reusing it as a roadbed material such as cement.
  • the slag material added to adjust the basicity of the molten slag it is preferable to use, for example, limestone (CaCO 3 ) or quicklime (CaO) as a CaO source, and silica (SiO 2 ) as a SiO 2 source.
  • the total value (kg) of CaO, SiO 2 , Al 2 O 3 , and MgO contained per 1000 kg of the total Fe amount of the first reduced iron is defined as the slag ratio S1 (kg/t).
  • the average slag ratio is determined according to the blending ratio of each brand.
  • the blending ratio of the first reduced iron to the total amount of molten reduced iron is defined as W1.
  • the average slag ratio be S2 (kg/t).
  • W2 1-W1 This relationship holds true.
  • the total value (kg) of CaO, SiO 2 , Al 2 O 3 , and MgO contained in the added slag material per 1000 kg of total Fe amount of hot metal in the melting process is defined as S3 (kg/t).
  • S1 and S2 are determined from the total values of CaO, SiO 2 , Al 2 O 3 , and MgO contained in each reduced iron raw material.
  • the amount of various oxides can be measured by conventionally known methods such as titration, atomic absorption method, and fluorescent X-ray method.
  • S1, W1, S2, W2, and S3 satisfy the following formula (1).
  • S1 x W1 + S2 x W2 + S3 is the total slag ratio per 1000 kg of total Fe amount of hot metal in the melting process, and is hereinafter referred to as "total slag ratio”. 150.0 ⁇ S1 ⁇ W1+S2 ⁇ W2+S3 ⁇ 400.0...(1)
  • the above formula (1) When the above formula (1) is satisfied, high energy efficiency can be obtained in the melting process. If the above formula (1) is not satisfied and the total slag ratio exceeds 400.0 kg/t, the slag is excessive and a large amount of energy is required for heating with electricity, resulting in a decrease in energy efficiency in the melting process. If the above formula (1) is not satisfied and the total slag ratio is less than 150.0 kg/t, there is not enough slag, and the electrode may pass through the molten slag layer and be immersed in the molten steel, or the electrode may fall into the molten slag layer. There is a possibility that it will not reach you.
  • the electrode When the electrode is immersed in molten steel, the electrical current passing through the layer of molten slag is reduced, thereby reducing the efficiency of heating by electric power. Furthermore, if the electrode immersed in the molten steel is a self-burning electrode, there is a possibility that it will be damaged by melting. On the other hand, if the electrode does not reach the layer of molten slag, arc discharge or the like will occur and the power used will become unstable.
  • S1, W1, S2, W2, and S3 satisfy the following formula (2). 250.0 ⁇ S1 ⁇ W1+S2 ⁇ W2+S3 ⁇ 350.0 (2) When the above formula (2) is satisfied, energy efficiency is further improved.
  • the setting of S1 is one or more selected from the composition of the low-grade iron ore used in the step (A-1), and the type and blending ratio of the binder and auxiliary raw materials added in the step (A-1). It is preferable to do this by:
  • the settings for S2 are based on the composition of the high-grade iron ore used in step (A-1), the type and blending ratio of the binder added in step (A-1), the composition of the lump ore, and the purchased reduced iron. It is preferable to carry out this by setting one or more selected from the following.
  • ores A to D (low-grade iron ores) and ore H (high-grade iron ore) shown in Table 1 were prepared.
  • Table 1 shows the composition (mass%) of each iron ore.
  • bentonite containing 3% CaO, 60% SiO2 , 15 % Al2O3 , and 3% MgO by mass was prepared.
  • limestone containing 53% CaO, 1% or less SiO2 , 1% or less Al2O3 , and 1% MgO by mass was prepared.
  • Iron ore pellets were produced from various iron ores A to D and H.
  • 300 kg of various iron ores were prepared and ground in a ball mill to obtain various iron ore powders.
  • Bentonite was added to various iron ore powders in the amounts listed in Table 2 based on the amount of iron ore powder (mass%), limestone was added so that the basicity was 0.2, and the mixture was mixed using a concrete mixer at 20 rpm for 3 minutes.
  • the mixed raw materials were placed in a 1.2 m ⁇ pelletizer and granulated while adding water.
  • Pellet particles of 9.5 to 12 mm were collected and rolled in a pelletizer for an additional 10 minutes to obtain green pellets.
  • the green pellets were held at 1200 to 1350°C for 25 minutes in an electric furnace to produce iron ore pellets.
  • Reduced iron was obtained by flowing at 850° C. for 340 minutes.
  • the reduced iron obtained by reducing iron ore pellets made from low-grade ores A to D is the "first reduced iron,” and the reduced iron obtained by reducing iron ore pellets made from high-grade ore H.
  • the obtained reduced iron is "second reduced iron".
  • Table 2 shows the blending ratio of iron ore pellets that are raw materials for reduced iron, the slag ratio S1 of the first reduced iron, and the slag ratio S2 of the second reduced iron.
  • the obtained reduced iron was charged into SAF and melted.
  • the basicity of the slag formed during melting that is, the weight ratio of CaO/SiO 2 was adjusted to be 1.2 by adding CaO as a slag forming material.
  • SAF used a 100 kg furnace for testing.
  • Table 3 shows W1, W2, S1, S2, S3 and the total slag ratio.
  • FIG. 1 shows the relationship between the total slag ratio in the SAF and power efficiency in each example. It can be confirmed that a high current efficiency of 50% or more can be obtained by adjusting the total slag ratio in the SAF within the range of the above formula (1) of the present invention. Furthermore, it can be seen that when the range of the slag ratio is particularly within the range of the above formula (2), the current efficiency is 70% or more, which is more preferable. On the other hand, in a comparative example in which the slag ratio was outside the range of formula (1) above, the power efficiency was less than 50%, suggesting that the operation was inefficient. From the above, the effects of the present invention are clear.
  • reduced iron is produced from iron ore in a solid reduction furnace, and reduced iron is melted in a submerged arc furnace to produce hot metal, with high energy efficiency in the melting process. can be realized.

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Abstract

固体還元炉にて鉄鉱石から還元鉄を製造し、ＳＡＦにて還元鉄を溶融して溶銑を製造する際に、溶融工程で高いエネルギー効率を実現することが可能な、溶銑の製造方法を提供する。本発明に係る溶銑の製造方法は、低品位鉄鉱石ペレットから第１の還元鉄を製造する工程と、高品位鉄鉱石ペレットから第２の還元鉄を製造する任意の工程と、塊鉱石から第３の還元鉄を製造する任意の工程と、第４の還元鉄を用意する任意の工程と、前記第１～４の還元鉄をＳＡＦにて溶融し、塩基度調整のために造滓材を添加する工程と、を有し、以下の式を満たす。　１５０．０≦Ｓ１×Ｗ１＋Ｓ２×Ｗ２＋Ｓ３≦４００．０　ここで、Ｓ１：第１の還元鉄のスラグ比、Ｗ１：第１の還元鉄の配合率、Ｓ２：第２乃至第４の還元鉄の平均スラグ比、Ｗ２：第２乃至第４の還元鉄の合計配合率、Ｓ３：溶融工程で添加する造滓材の量である。

Description

固体還元炉及びサブマージドアーク炉を用いた溶銑の製造方法
　本発明は、固体還元炉及びサブマージドアーク炉を用いた溶銑の製造方法に関する。
　近年のＣＯ２排出量削減の世論を受け、ＣＯ２排出量の大きい鉄鋼業においては、その環境負荷低減のために、高炉法によらない銑鉄の製造方法として、直接還元（ＤＲ）法が注目されている。ＤＲ法では、まず、鉄鉱石ペレット、塊鉱石等の鉄鉱石原料を固体還元炉（シャフト炉）内で固体のままガス還元し、直接還元鉄（ＤＲＩ、以下単に「還元鉄」とも称する。）を製造する。この還元鉄を、電気アーク炉（ＥＡＦ）、サブマージドアーク炉（ＳＡＦ）等の溶融炉にて溶融して、銑滓（溶融スラグ）を分離した状態で溶銑を得る。
　ＤＲ法に用いられる鉄鉱石原料としての鉄鉱石ペレットは、粉鉱石をバインダー及び副原料と混合・造粒してグリーンペレットとし、このグリーンペレットを焼成して製造される。バインダーとしては、ベントナイトが用いられることが多い。
　特許文献１では、鉄鉱石原料からなる多孔質体と、この多孔質体を被覆するコーティング層と、からなる２層構造のペレットが提案されている。コーティング層は、Ｃａ化合物と、Ｆｅ化合物と、当該Ｃａ化合物及びＦｅ化合物の合計に対して０．１質量部以上１０．０質量部以下のベントナイトと、を含む。
　特許文献２では、ペレットの強度を向上させるために分散剤により前処理を行ったスメクタイト粘土の活用が提案されている。スメクタイト粘土はベントナイトを含んでおり、ペレット形成粒子１ＭＴ（メガトン）あたり約０．２～約１．０ｋｇ、あるいは約０．４～約０．８ｋｇ、約０．４～約０．７ｋｇのスメクタイト粘土配合量が特許文献２に例として挙げられている。
特開２０１７－１１９９１０号公報 特表２０２１－５０７１１６号公報
　ところで、従来、ＤＲ法において、還元鉄を溶融させる設備としては、主に電気アーク炉（ＥＡＦ）が用いられていた。ＥＡＦでは、その設備制約上、スラグ比の低い（Ｆｅ量が高い）高品質な還元鉄を用いることが求められていた。このため、必然的に、この還元鉄の原料（すなわち、鉄鉱石ペレットの原料鉱石）としては、高品位鉄鉱石が用いられてきた。高品位鉄鉱石としては、例えば、南米鉱石、事前に選鉱処理を行うなどして品位を高めたコンセントレート鉱石、ペレットフィード鉱石などが挙げられる。
　しかし、日本での南米鉱石、コンセントレート鉱石、及びペレットフィード鉱石の活用には課題がある。南米鉱石は日本の地理的条件上、必然的にフレートが上昇する。コンセントレート鉱やペレットフィード鉱についても、低品位鉄鉱石よりも高品位鉄鉱石を選鉱したほうが効率等に優れるため、基本的に高品位鉄鉱石由来のものが多く、同様の理由でフレートが上昇する。したがって、高品位鉄鉱石を使った直接還元プロセスでは、コスト面の課題があった。
　そこで、日本国内において、豪州やインド等で産出される低品位鉄鉱石をＤＲ法に適用する検討が進められている。現状のＥＡＦでは、低品位鉄鉱石を原料として製造された還元鉄を溶融処理することは難しい。そこで、サブマージドアーク炉（ＳＡＦ）の使用が検討されている。
　ここで、ＳＡＦを用いる溶融工程では非常に多くのエネルギー（電力）を要することから、少しでもエネルギー効率を高めることが求められる。しかしながら、従来、低品位鉄鉱石を原料として鉄鉱石ペレットを製造し、これを固体還元炉で還元して還元鉄を製造し、これをＳＡＦで溶融する一連の溶銑の製造工程において、高いエネルギー効率を実現するための最適な原料設計指針は得られていない。
　特許文献１では、焼成後の鉄鉱石ペレットが固体還元炉において粉化現象を起こしやすいことから、この還元粉化を抑制し、焼成ペレットの強度を確保することを目的としている。特許文献２でも、ペレットの強度を向上させることを目的としている。特許文献１及び２はいずれもペレットの性状のみを考慮したものであり、上記した一連の溶銑の製造工程において、高いエネルギー効率を実現する点を考慮したものではない。
　そこで本発明は、上記課題に鑑み、固体還元炉にて鉄鉱石から還元鉄を製造し、サブマージドアーク炉にて還元鉄を溶融して溶銑を製造する際に、溶融工程で高いエネルギー効率を実現することが可能な、溶銑の製造方法を提供することを目的とする。
　本発明者らは、上記課題を解決するべく鋭意検討した結果、溶融工程におけるスラグ比の合計が所定の範囲内にあることで、溶融工程においてエネルギー効率が高くなることを知見するに至った。
　すなわち、本発明の要旨構成は次のとおりである。
　［１］全Ｆｅ量６３質量％以下の低品位鉄鉱石を原料として製造された第１の鉄鉱石ペレットを用意する工程（Ａ－１）と、全Ｆｅ量６３質量％超えの高品位鉄鉱石を原料として製造された第２の鉄鉱石ペレットを用意する任意の工程（Ａ－２）と、塊鉱石を用意する任意の工程（Ａ－３）と、を含む鉄鉱石準備工程（Ａ）と、
　前記第１の鉄鉱石ペレットから第１の還元鉄を製造する工程（Ｂ－１）と、前記第２の鉄鉱石ペレットから第２の還元鉄を製造する任意の工程（Ｂ－２）と、前記塊鉱石から第３の還元鉄を製造する任意の工程（Ｂ－３）と、予め製造された第４の還元鉄を用意する任意の工程（Ｂ－４）と、を含む還元鉄準備工程（Ｂ）と、
　前記第１の還元鉄、並びに、任意の前記第２の還元鉄、前記第３の還元鉄、及び前記第４の還元鉄をサブマージドアーク炉にて溶融して、溶銑を得ると共に、前記溶銑上に形成される溶融スラグの塩基度を調整するために造滓材を添加する溶融工程（Ｃ）と、
を有し、以下の式（１）を満たすことを特徴とする溶銑の製造方法。
　１５０．０≦Ｓ１×Ｗ１＋Ｓ２×Ｗ２＋Ｓ３≦４００．０　　・・・（１）
　ここで、
　Ｓ１：前記第１の還元鉄のスラグ比（ｋｇ／ｔ）
　Ｗ１：前記第１の還元鉄の配合率（－）
　Ｓ２：前記第２乃至第４の還元鉄の平均スラグ比（ｋｇ／ｔ）
　Ｗ２：前記第２乃至第４の還元鉄の合計配合率（－）
　Ｓ３：前記溶融工程（Ｃ）で添加する前記造滓材の量（ｋｇ／ｔ）
である。
　［２］前記式（１）を満たすように、Ｓ１、Ｗ１、Ｓ２、Ｗ２、及びＳ３から選択される一つ以上を意図的に設定する、［１］に記載の溶銑の製造方法。
　［３］前記式（１）を満たすように、Ｓ１及びＳ３の一方又は両方を意図的に設定する、［２］に記載の溶銑の製造方法。
　［４］Ｓ１の設定は、前記工程（Ａ－１）で使用する前記低品位鉄鉱石の組成、並びに、前記工程（Ａ－１）で添加するバインダー及び副原料の種類及び配合率から選択される一つ以上を設定することにより行う、［２］又は［３］に記載の溶銑の製造方法。
　［５］以下の式（２）を満たす、［１］に記載の溶銑の製造方法。
　２５０．０≦Ｓ１×Ｗ１＋Ｓ２×Ｗ２＋Ｓ３≦３５０．０　　・・・（２）
　［６］前記式（２）を満たすように、Ｓ１、Ｗ１、Ｓ２、Ｗ２、及びＳ３から選択される一つ以上を意図的に設定する、［５］に記載の溶銑の製造方法。
　［７］前記式（２）を満たすように、Ｓ１及びＳ３の一方又は両方を意図的に設定する、［６］に記載の溶銑の製造方法。
　［８］Ｓ１の設定は、前記工程（Ａ－１）で使用する前記低品位鉄鉱石の組成、並びに、前記工程（Ａ－１）で添加するバインダー及び副原料の種類及び配合率から選択される一つ以上を設定することにより行う、［６］又は［７］に記載の溶銑の製造方法。
　［９］前記溶融スラグの塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２）が１．０～１．３となるように、前記造滓材が添加される、［１］～［８］のいずれかに記載に溶銑の製造方法。
　本発明の溶銑の製造方法によれば、固体還元炉にて鉄鉱石から還元鉄を製造し、サブマージドアーク炉にて還元鉄を溶融して溶銑を製造する際に、溶融工程で高いエネルギー効率を実現することができる。
溶融工程における炉内の合計スラグ比と電力効率との関係を示すグラフである。
　以下、本発明に係る固体還元炉及びサブマージドアーク炉を用いた溶銑の製造方法の実施形態を説明する。なお、以下に説明する実施形態は、本発明を具体化した一例であって、その具体例をもって本発明の構成を限定するものではない。
　本発明の一実施形態による固体還元炉及びサブマージドアーク炉を用いた溶銑の製造方法は、全Ｆｅ量６３質量％以下の低品位鉄鉱石を原料として製造された第１の鉄鉱石ペレットを用意する工程（Ａ－１）と、全Ｆｅ量６３質量％超えの高品位鉄鉱石を原料として製造された第２の鉄鉱石ペレットを用意する任意の工程（Ａ－２）と、塊鉱石を用意する任意の工程（Ａ－３）と、を含む鉄鉱石準備工程（Ａ）と、前記第１の鉄鉱石ペレットから第１の還元鉄を製造する工程（Ｂ－１）と、前記第２の鉄鉱石ペレットから第２の還元鉄を製造する任意の工程（Ｂ－２）と、前記塊鉱石から第３の還元鉄を製造する任意の工程（Ｂ－３）と、予め製造された第４の還元鉄を用意する任意の工程（Ｂ－４）と、を含む還元鉄準備工程（Ｂ）と、前記第１の還元鉄、並びに、任意の前記第２の還元鉄、前記第３の還元鉄、及び前記第４の還元鉄をサブマージドアーク炉にて溶融して、溶銑を得ると共に、前記溶銑上に形成される溶融スラグの塩基度を調整するために造滓材を添加する溶融工程（Ｃ）と、を有する。そして、以下の式（１）を満たすことが特徴である。
　１５０．０≦Ｓ１×Ｗ１＋Ｓ２×Ｗ２＋Ｓ３≦４００．０　　・・・（１）
　ここで、
　Ｓ１：前記第１の還元鉄のスラグ比（ｋｇ／ｔ）
　Ｗ１：前記第１の還元鉄の配合率（－）
　Ｓ２：前記第２乃至第４の還元鉄の平均スラグ比（ｋｇ／ｔ）
　Ｗ２：前記第２乃至第４の還元鉄の合計配合率（－）
　Ｓ３：前記溶融工程（Ｃ）で添加する前記造滓材の量（ｋｇ／ｔ）
である。
　鉄鉱石ペレットの原料は一般に、鉄鉱石、バインダー、及び副原料からなる。本発明において、低品位鉄鉱石とは、全Ｆｅ量（以下、Ｔ．Ｆｅと称する）が６３質量％以下である鉄鉱石のことを称する。また、本発明において、高品位鉄鉱石とは、Ｔ．Ｆｅが６３質量％を超える鉄鉱石のことを称する。低品位鉄鉱石は、結晶水含有量が４質量％以上であることが好ましい。
　低品位鉄鉱石を原料として製造された鉄鉱石ペレットを第１の鉄鉱石ペレット、高品位鉄鉱石を原料として製造された鉄鉱石ペレットを第２の鉄鉱石ペレットと称する。本実施形態で使用する鉄鉱石ペレットは、少なくとも第１の鉄鉱石ペレットを含む。第１の鉄鉱石ペレットを含まない場合、後述するスラグ重量が足りず、エネルギー効率が下がる。本実施形態で使用する鉄鉱石ペレットは、すべて第１の鉄鉱石ペレットでもよいが、第２の鉄鉱石ペレットを含んでいてもよい。
　鉄鉱石ペレットのバインダーとしては、ベントナイトが好ましいが、同様の効果が得られる有機・無機バインダー等、公知又は任意のバインダーを使用してもよい。また、副原料として、生石灰、石灰石、ドロマイトなどを混合してもよい。
　第１及び第２の鉄鉱石ペレットは、一般的な粉砕、混合、造粒、焼成工程によって製造することで用意してもよく、もしくは予め製造された鉄鉱石ペレットを用意してもよい。鉄鉱石ペレットを製造する場合は、それぞれの工程は、以下に挙げるような従来公知の装置および条件で行うことができる。粉砕工程は、一般的なボールミルなどの粉砕機を用いて行うことができる。混合工程は、一般的な高速撹拌ミキサーやコンクリートミキサーなどを用いて行うことができる。造粒工程は、一般的なペレタイザーやドラムミキサーなどを用いて行うことができる。焼成工程は、一般的なロータリーキルンや電気炉などを用いて行うことができる。
　還元鉄の原料として、鉄鉱石ペレットに加え、塊鉱石を用意してもよい。塊鉱石は、一般に１０～３５ｍｍ程度の大きさの鉄鉱石であり、粉砕せずに還元工程で使用する。
　還元鉄準備工程（Ｂ）では、必須原料としての第１の鉄鉱石ペレット、任意原料として第２の鉄鉱石ペレット及び塊鉱石から、還元鉄を製造する。還元鉄の製造には、一般的なシャフト炉などの固体還元炉を用いればよく、還元ガスとしては特に制限はないが、使用する製法に合わせて、例えば体積％でＨ２：５５％及びＣＯ：３５％を含み、残部がＣＯ２及びＣＨ４からなる混合ガスや、体積％でＨ２：７５％及びＣＯ：２０％を含み、残部がＣＯ２及びＮ２からなる混合ガスを使用すればよい。第１の鉄鉱石ペレット、第２の鉄鉱石ペレット、及び塊鉱石から得られた還元鉄をそれぞれ第１、第２、及び第３の還元鉄と称する。また、上記のようにして得られた還元鉄に加え、予め製造された還元鉄を用意してもよく、これを第４の還元鉄と称する。
　溶融工程では、ＳＡＦを用いて、前記工程で用意した各還元鉄を溶融し、溶銑と、この溶銑上に形成される溶融スラグとに分離する。ＳＡＦの炉径は、５～２５ｍとするのが好ましい。例えば、生産量５０ｔ／ｈのＳＡＦなどは上記に該当する。ＳＡＦの炉径が５～２５ｍである場合、炉のメンテナンスや設備の敷地面積が好適である。
　また、溶融工程では、溶銑上に形成される溶融スラグの塩基度を調整するために造滓材を添加する。溶融スラグの塩基度は、ＣａＯ／ＳｉＯ２の重量比によって計算する。溶融スラグの塩基度は、１．０～１．３とするのが好ましい。溶融スラグの塩基度が１．０～１．３である場合、溶融スラグを凝固、粉砕してセメントなどの路盤材として再利用する際に好適である。溶融スラグの塩基度の調整のために添加する造滓材は、例えばＣａＯ源としては石灰石（ＣａＣＯ３）や生石灰（ＣａＯ）、ＳｉＯ２源としては硅石（ＳｉＯ２）を使用するのが好ましい。
　第１の還元鉄の全Ｆｅ量１０００ｋｇあたりに含まれるＣａＯ、ＳｉＯ２、Ａｌ２Ｏ３、ＭｇＯの合計値（ｋｇ）をスラグ比Ｓ１（ｋｇ／ｔ）とする。なお、複数銘柄の低品位鉄鉱石を原料として使用する場合は、各銘柄の配合率に応じた平均スラグ比とする。また、溶融した還元鉄の全量に対する第１の還元鉄の配合率をＷ１とする。
　第２の還元鉄の全Ｆｅ量１０００ｋｇあたりに含まれるＣａＯ、ＳｉＯ２、Ａｌ２Ｏ３、ＭｇＯの合計値（ｋｇ）、第３の還元鉄の全Ｆｅ量１０００ｋｇあたりに含まれるＣａＯ、ＳｉＯ２、Ａｌ２Ｏ３、ＭｇＯの合計値（ｋｇ）、及び第４の還元鉄の全Ｆｅ量１０００ｋｇあたりに含まれるＣａＯ、ＳｉＯ２、Ａｌ２Ｏ３、ＭｇＯの合計値（ｋｇ）の加重平均を平均スラグ比Ｓ２（ｋｇ／ｔ）とする。また、溶融した還元鉄の全量に対する第２乃至第４の還元鉄の合計配合率をＷ２とする。なお、
Ｗ２＝１－Ｗ１
という関係が成り立つ。
　溶融工程における、溶銑の全Ｆｅ量１０００ｋｇあたりの、添加した造滓材に含まれるＣａＯ、ＳｉＯ２、Ａｌ２Ｏ３、ＭｇＯの合計値（ｋｇ）をＳ３（ｋｇ／ｔ）とする。
　Ｓ１、Ｓ２は、それぞれの還元鉄の原料に含まれるＣａＯ、ＳｉＯ２、Ａｌ２Ｏ３、ＭｇＯの合計値から求められる。各種酸化物の量は、滴定法、原子吸光法、蛍光Ｘ線法など、従来公知の方法により測定できる。
　本実施形態では、Ｓ１、Ｗ１、Ｓ２、Ｗ２、Ｓ３が以下の式（１）を満たすことが重要である。ここで、「Ｓ１×Ｗ１＋Ｓ２×Ｗ２＋Ｓ３」は溶融工程における溶銑の総Ｆｅ量１０００ｋｇあたりのスラグ比の合計であり、以降、「合計スラグ比」と称する。
　１５０．０≦Ｓ１×Ｗ１＋Ｓ２×Ｗ２＋Ｓ３≦４００．０　　・・・（１）
　上記式（１）が満たされると、溶融工程で高いエネルギー効率が得られる。上記式（１）を満たさず、合計スラグ比が４００．０ｋｇ／ｔを超える場合、スラグが過剰であり通電加熱するためのエネルギーが多く必要となるため、溶融工程におけるエネルギー効率が下がる。上記式（１）を満たさず、合計スラグ比が１５０．０ｋｇ／ｔ未満の場合、スラグが足りず、電極が溶融スラグの層を抜けて溶鋼に浸漬することや、電極が溶融スラグの層に届かない可能性が生じる。電極が溶鋼に浸漬した場合、溶融スラグの層への通電が減少するため、電力による加熱の効率が低下する。さらに、溶鋼に浸漬した電極が自焼性電極の場合、溶損する可能性がある。一方、電極が溶融スラグの層に届かない場合、アーク放電などが生じ、使用電力が不安定となる。
　前記式（１）を満たすように、Ｓ１、Ｗ１、Ｓ２、Ｗ２、及びＳ３から選択される一つ以上を意図的に設定することが好ましい。また、前記式（１）を満たすように、Ｓ１及びＳ３の一方又は両方を意図的に設定することがより好ましい。これは、塊鉱石や予め製造された還元鉄に関しては、市場に出回る量及びその金額から、使用量の制約があるため、Ｓ２及びＷ２は実操業における自由度が低く、また、Ｗ１（＝１－Ｗ２）も結果的に実操業における自由度が低いためである。
　Ｓ１、Ｗ１、Ｓ２、Ｗ２、Ｓ３は、以下の式（２）を満たすのが好ましい。
　２５０．０≦Ｓ１×Ｗ１＋Ｓ２×Ｗ２＋Ｓ３≦３５０．０　　・・・（２）
　上記式（２）が満たされると、エネルギー効率がより向上する。
　前記式（２）を満たすように、Ｓ１、Ｗ１、Ｓ２、Ｗ２、及びＳ３から選択される一つ以上を意図的に設定することが好ましい。さらに、上記同様、前記式（２）を満たすように、Ｓ１及びＳ３の一方又は両方を意図的に設定することがより好ましい。
　Ｓ１の設定は、工程（Ａ－１）で使用する低品位鉄鉱石の組成、並びに、工程（Ａ－１）で添加するバインダー及び副原料の種類及び配合率から選択される一つ以上を設定することにより行うのが好ましい。Ｓ２の設定は、工程（Ａ－１）で使用する高品位鉄鉱石の組成、並びに、工程（Ａ－１）で添加するバインダーの種類及び配合率、塊鉱石の組成、並びに購入した還元鉄の組成、から選択される一つ以上を設定することにより行うのが好ましい。
　鉄鉱石ペレットの原料として、表１に示す鉱石Ａ～Ｄ（低品位鉄鉱石）及び鉱石Ｈ（高品位鉄鉱石）を用意した。表１に各鉄鉱石の組成（質量％）を示す。バインダーとして、質量％でＣａＯが３％、ＳｉＯ２が６０％、Ａｌ２Ｏ３が１５％、ＭｇＯが３％含有されているベントナイトを用意した。副原料として、質量％でＣａＯが５３％、ＳｉＯ２が１％以下、Ａｌ２Ｏ３が１％以下、ＭｇＯが１％含有されている石灰石を用意した。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
　鉱石Ａ～Ｄ，Ｈの各種鉄鉱石から鉄鉱石ペレットを製造した。まず、各種の鉄鉱石を３００ｋｇ分用意して、ボールミルで粉砕し各種の鉄鉱石粉を得た。各種の鉄鉱石粉に、ベントナイトを鉄鉱石粉量に対して表２に記載の量（質量％）加え、さらに塩基度が０．２となるように石灰石を加え、コンクリートミキサーを使用して２０ｒｐｍで３ｍｉｎ混合した。次に、混合した原料を１．２ｍφのペレタイザーに入れて水を添加しながら造粒を実施した。９．５～１２ｍｍのペレット粒子を採取し、更に１０分ペレタイザーで転動させて、グリーンペレットを得た。グリーンペレットを電気炉において１２００～１３５０℃で２５分間保持し、鉄鉱石ペレットを製造した。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
　上記にて得られた鉄鉱石ペレットを、表２に示す割合で電気炉に装入し、体積比でＣＯ：Ｈ２：ＣＯ２：Ｎ２＝８：４０：７：４５のガスを４００～８５０℃で３４０分流して還元鉄を得た。低品位の鉱石Ａ～Ｄを原料とする鉄鉱石ペレットを還元して得られた還元鉄は、それぞれ「第１の還元鉄」であり、高品位の鉱石Ｈを原料とする鉄鉱石ペレットを還元して得られた還元鉄は、「第２の還元鉄」である。表２に還元鉄の原料となる鉄鉱石ペレットの配合率と、第１の還元鉄のスラグ比Ｓ１と、第２の還元鉄のスラグ比Ｓ２を示す。
　得られた還元鉄を、ＳＡＦに装入して溶融した。溶融時に形成されたスラグの塩基度、すなわちＣａＯ／ＳｉＯ２の重量比が１．２となるように、それぞれ造滓材としてＣａＯを加えて調整した。ＳＡＦは、試験用の１００ｋｇ炉を使用した。表３にＷ１、Ｗ２、Ｓ１、Ｓ２、Ｓ３、合計スラグ比を示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
　［電流効率測定］
　ＳＡＦにて還元鉄を１７００℃まで昇温・溶融し、消費した電力エネルギーを確認した。実際に投入した電力エネルギーに対して、理論上昇温・溶融に必要な計算エネルギーの比率を電力効率として求め、結果を表３に示した。操業において、電力効率は５０％以上であることが好ましく、７０％以上であることがより好ましい。
　図１に各例におけるＳＡＦ内の合計スラグ比と電力効率との関係を示す。ＳＡＦ内の合計スラグ比を本発明の上記式（１）の範囲内に調整する事で、５０％以上の高い電流効率が得られることが確認できる。さらに、スラグ比の範囲が特に上記式（２）の範囲内の場合、電流効率は７０％以上であり、より好適であることが分かる。一方、スラグ比が上記式（１）の範囲外の比較例では、電力効率は５０％を下回っており、操業が非効率であることが示唆された。以上のことから、本発明の効果が明らかである。
　本発明の溶銑の製造方法によれば、固体還元炉にて鉄鉱石から還元鉄を製造し、サブマージドアーク炉にて還元鉄を溶融して溶銑を製造する際に、溶融工程で高いエネルギー効率を実現することができる。

Claims (9)

  1. 　全Ｆｅ量６３質量％以下の低品位鉄鉱石を原料として製造された第１の鉄鉱石ペレットを用意する工程（Ａ－１）と、全Ｆｅ量６３質量％超えの高品位鉄鉱石を原料として製造された第２の鉄鉱石ペレットを用意する任意の工程（Ａ－２）と、塊鉱石を用意する任意の工程（Ａ－３）と、を含む鉄鉱石準備工程（Ａ）と、
    　前記第１の鉄鉱石ペレットから第１の還元鉄を製造する工程（Ｂ－１）と、前記第２の鉄鉱石ペレットから第２の還元鉄を製造する任意の工程（Ｂ－２）と、前記塊鉱石から第３の還元鉄を製造する任意の工程（Ｂ－３）と、予め製造された第４の還元鉄を用意する任意の工程（Ｂ－４）と、を含む還元鉄準備工程（Ｂ）と、
    　前記第１の還元鉄、並びに、任意の前記第２の還元鉄、前記第３の還元鉄、及び前記第４の還元鉄をサブマージドアーク炉にて溶融して、溶銑を得ると共に、前記溶銑上に形成される溶融スラグの塩基度を調整するために造滓材を添加する溶融工程（Ｃ）と、
    を有し、以下の式（１）を満たすことを特徴とする溶銑の製造方法。
    　１５０．０≦Ｓ１×Ｗ１＋Ｓ２×Ｗ２＋Ｓ３≦４００．０　　・・・（１）
    　ここで、
    　Ｓ１：前記第１の還元鉄のスラグ比（ｋｇ／ｔ）
    　Ｗ１：前記第１の還元鉄の配合率（－）
    　Ｓ２：前記第２乃至第４の還元鉄の平均スラグ比（ｋｇ／ｔ）
    　Ｗ２：前記第２乃至第４の還元鉄の合計配合率（－）
    　Ｓ３：前記溶融工程（Ｃ）で添加する前記造滓材の量（ｋｇ／ｔ）
    である。
  2. 　前記式（１）を満たすように、Ｓ１、Ｗ１、Ｓ２、Ｗ２、及びＳ３から選択される一つ以上を意図的に設定する、請求項１に記載の溶銑の製造方法。
  3. 　前記式（１）を満たすように、Ｓ１及びＳ３の一方又は両方を意図的に設定する、請求項２に記載の溶銑の製造方法。
  4. 　Ｓ１の設定は、前記工程（Ａ－１）で使用する前記低品位鉄鉱石の組成、並びに、前記工程（Ａ－１）で添加するバインダー及び副原料の種類及び配合率から選択される一つ以上を設定することにより行う、請求項２又は３に記載の溶銑の製造方法。
  5. 　以下の式（２）を満たす、請求項１に記載の溶銑の製造方法。
    　２５０．０≦Ｓ１×Ｗ１＋Ｓ２×Ｗ２＋Ｓ３≦３５０．０　　・・・（２）
  6. 　前記式（２）を満たすように、Ｓ１、Ｗ１、Ｓ２、Ｗ２、及びＳ３から選択される一つ以上を意図的に設定する、請求項５に記載の溶銑の製造方法。
  7. 　前記式（２）を満たすように、Ｓ１及びＳ３の一方又は両方を意図的に設定する、請求項６に記載の溶銑の製造方法。
  8. 　Ｓ１の設定は、前記工程（Ａ－１）で使用する前記低品位鉄鉱石の組成、並びに、前記工程（Ａ－１）で添加するバインダー及び副原料の種類及び配合率から選択される一つ以上を設定することにより行う、請求項６又は７に記載の溶銑の製造方法。
  9. 　前記溶融スラグの塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ２）が１．０～１．３となるように、前記造滓材が添加される、請求項１～８のいずれか一項に記載に溶銑の製造方法。
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