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WO1999016913A1 - Rotary hearth furnace for reducing oxides, and method of operating the furnace - Google Patents

Rotary hearth furnace for reducing oxides, and method of operating the furnace Download PDF

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WO1999016913A1
WO1999016913A1 PCT/JP1998/001399 JP9801399W WO9916913A1 WO 1999016913 A1 WO1999016913 A1 WO 1999016913A1 JP 9801399 W JP9801399 W JP 9801399W WO 9916913 A1 WO9916913 A1 WO 9916913A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
hearth
furnace
layer
mixture
powdered
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Ceased
Application number
PCT/JP1998/001399
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Kanji Takeda
Yoshitaka Sawa
Tetsuya Yamamoto
Tetsuya Kikui
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
JFE Steel Corp
Original Assignee
Kawasaki Steel Corp
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Priority claimed from JP26541197A external-priority patent/JP3451901B2/ja
Priority claimed from JP26541097A external-priority patent/JP3449195B2/ja
Application filed by Kawasaki Steel Corp filed Critical Kawasaki Steel Corp
Priority to EP98911061A priority Critical patent/EP0969105B1/en
Priority to BR9806224-7A priority patent/BR9806224A/pt
Priority to US09/308,869 priority patent/US6270552B1/en
Priority to DE69838246T priority patent/DE69838246T2/de
Publication of WO1999016913A1 publication Critical patent/WO1999016913A1/ja
Anticipated expiration legal-status Critical
Ceased legal-status Critical Current

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    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/02Making special pig-iron, e.g. by applying additives, e.g. oxides of other metals
    • C21B5/023Injection of the additives into the melting part
    • C21B5/026Injection of the additives into the melting part of plastic material
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
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    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
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    • C21B13/10Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
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    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/10Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
    • C21B13/105Rotary hearth-type furnaces
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/10Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
    • Y02P10/134Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen

Definitions

  • the present invention relates to a method and an apparatus for operating a mobile hearth furnace suitable for producing reduced iron from iron ore.
  • the blast furnace first converter method uses scrubbed reduced iron as an iron raw material, heats and melts them with electric energy, and in some cases refines it into steel.
  • scrap is used as a main raw material.
  • the supply and demand of scrap has become tight, and the use of reduced iron has been increasing due to the flow of high-grade products manufactured by the electric furnace method.
  • Japanese Patent Application Laid-Open No. 63-108188 discloses that a layer consisting of iron ore and a solid reducing material is stacked on a horizontally rotating hearth, A method for producing reduced iron by heating and reducing iron ore by radiant heat transfer is disclosed. This method has advantages such as relatively low cost of equipment construction and relatively few operation troubles.
  • the horizontally moving hearth is in the form of a rotating hearth as shown in Fig. 1 and Fig. 2 showing its A-A cross section.
  • a layer t of a mixed powder composed of iron ore (oxide powder mainly composed of powdered iron ore) and a solid reducing material loaded through the charging device a is stacked.
  • the hearth 1 is covered by a furnace body 2 covered with refractories, and a burner 3 as a heat source is installed at an upper portion inside the furnace body 2 so as to reduce iron ore on the moving hearth 1.
  • the furnace temperature is set to around 1300 ° C.
  • the reduced iron is cooled by a cooler on the rotary hearth to prevent oxidation after discharging to the outside of the furnace and to enhance the ease of handling, and then discharged and recovered from the discharging device b. It has become.
  • U.S. Pat. No. 3,344,931 states that in a moving bed furnace, the maximum temperature is 1260 to 1 «6 ° (: adjusted to an atmosphere containing flammable gas of 10% or more in a semi-molten state.
  • the present invention solves the problems of the prior art by the following method. That is, in the present invention, a layer made of a mixture of an oxide such as powdered iron ore and a powdered solid reducing agent is stacked on a horizontally moving hearth, and the oxide reduction treatment is performed from the upper part of the hearth by radiant heat transfer. In carrying out the process, the product obtained by the reduction treatment is melted at 1450 ° C or higher before reaching the outlet, and the slug in the reduced product is aggregated and separated. This is a method of operating a hearth furnace. In the present invention, the oxygen partial pressure in the gas phase in contact with the reduction product is adjusted to a reducing atmosphere, and a layer of carbonaceous material different from the layer of the mixture is separately stacked. be able to.
  • the present invention relates to stacking a layer of a mixture of fine iron ore and fine solid reducing material on a movable hearth that moves horizontally, and performing reduction treatment of the fine ore by radiant heat transfer from the upper part of the hearth.
  • firstly pulverized coal char is stacked, and the product obtained by the reduction treatment of the mixture is melted at least once on the hearth, and the coal is preliminarily carbonized.
  • the carbonization gas generated during the production of powdered charcoal charcoal is used as heating fuel for the mobile hearth furnace.
  • the present invention provides a mobile type in which raw materials mainly composed of fine iron ore and fine solid reducing material are stacked in layers on a horizontally moving hearth, and the iron ore is reduced by radiant heat transfer from above in the furnace.
  • a mixed powder of fine iron ore and fine solid reducing material or a mixed powder of fine iron ore and fine powder auxiliary material and fine solid reducing material is placed on the hearth via a fine solid reducing material.
  • Operate a mobile hearth furnace characterized by melting and reducing the reduced iron at least once on the corresponding hearth, so that it does not come into direct contact with the hearth and is scattered in small sections. It is a thing.
  • FIG. 1 is a diagram showing a configuration of a rotary hearth furnace.
  • FIG. 2 is a diagram showing a cross section taken along line AA of FIG.
  • FIG. 3 is a diagram showing the relationship between the concentration of mixed slag and the ambient temperature of the heating furnace.
  • FIG. 4 is a diagram showing the configuration of the electric furnace used in the experiment.
  • FIG. 5 is a diagram showing a configuration of a furnace according to the present invention.
  • Figure 6 is a diagram showing a cross section of the mixture and the layer of carbonaceous material stacked on the hearth.
  • FIG. 7 is a graph showing the relationship between the yield of reduced iron and the ambient temperature of the heating furnace.
  • Fig. 8 shows the loading of mixed powder of iron ore and solid reductant directly on the moving hearth FIG.
  • FIG. 9 is a view showing a state in which reduced iron is melted on a moving hearth.
  • FIG. 10 is an explanatory diagram of the operation procedure according to the present invention.
  • FIG. 11 is a diagram showing a state in which a material other than coal char is used as a material to be stacked under the mixture.
  • FIG. 12 is a view showing a state in which the mixture and the coal char are stacked on the hearth according to the method according to the present invention.
  • FIG. 13 is a diagram showing a cross section of FIG.
  • FIG. 14 is a diagram showing a cross section when the one shown in FIG. 13 is melted.
  • FIG. 15 is an explanatory diagram of a configuration of a main part of FIG.
  • Figure 16 shows the production equipment for coal char.
  • Fig. 17 (a) is a diagram showing a cross section of a mixed layer and a layer of coal char used in the example, and (b) is a perspective view thereof.
  • Fig. 18 (a) is an explanatory view of the case where the mixed powder of iron ore and the solid reducing material is directly stacked on the moving hearth, and (b) shows the vertical cross section of the molten state after reduction.
  • FIG. 18 (a) is an explanatory view of the case where the mixed powder of iron ore and the solid reducing material is directly stacked on the moving hearth, and (b) shows the vertical cross section of the molten state after reduction.
  • FIG. 19 (a) is a perspective view of a state in which raw materials are stacked on a hearth according to the present invention, (b) is a diagram showing a vertical cross section thereof, and (c) is a diagram in which reduced iron is melted.
  • FIG. 9 is an explanatory diagram of a change at a time.
  • FIG. 20 is an explanatory diagram of the rotary hearth furnace used in the example.
  • FIG. 21 (a) is a diagram showing a vertical cross section of a state where raw materials used in the example are stacked
  • FIG. 21 (b) is a perspective view thereof. (Condition 1: conforming example).
  • FIG. 22 (a) is a diagram showing a vertical cross section of a state where raw materials used in the example are stacked
  • FIG. 22 (b) is a perspective view thereof. (Condition 2: conforming example).
  • FIG. 230 is a view showing a vertical cross section of a state where the raw materials used in the example are stacked, and (b) is a perspective view thereof. (Condition 3: Comparative example).
  • FIG. 24 (a) is a diagram showing a vertical cross section of a raw material used in the example in a stacked state.
  • (B) is a perspective view thereof.
  • FIG. 25 (a) is a diagram showing a vertical cross section of a stacked state of an embodiment conforming to the present invention
  • FIG. 25 (b) is a perspective view thereof.
  • FIG. 26 is an explanatory view of a discharging device used when packing an embodiment conforming to the present invention.
  • Equation (1) The reduction reaction generally proceeds at 600 ° C. or higher, but the reaction of formula (2) does not proceed unless the temperature is higher than the reaction of formula (1). Further, the reaction proceeds continuously (1) diffusion of the solid reducing material particles generated C_ ⁇ 2 of formula, Formation of equation (2) It is necessary that diffusion of CO into oxide particles occurs smoothly.
  • the reduction reaction according to Eqs. (1) and (2) basically proceeds by the reaction between solid iron oxide and gas, and the resulting reduced iron becomes porous solid metallic iron.
  • the solid reducing agent and the ash and gangues contained in the fine iron ore are also solid phases and are finely mixed in the reduced iron, and can be separated by physical means such as grinding and sieving. Have difficulty.
  • the present invention promotes agglomeration and separation of slag and metal by melting the product after reduction on a moving hearth, and removes slag by cooling and crushing and magnetic separation. According to this, the reduction product can be obtained relatively efficiently even in an operation using ore or ordinary coal containing many gangues.
  • Figure 3 shows a small electric furnace (sample cross-sectional area) that uses ore and coal with the composition shown in Table 1 and has the structure shown in Fig. 4 in order to study the conditions required for agglomeration and removal of slag and metal.
  • This figure shows the result of an experiment conducted with a size of 50 x 50 mm).
  • the heating time was set to 6 minutes, the layer consisting of only carbonaceous material was not provided at the bottom of the mixture, and the surface gas atmosphere was near the theoretical air ratio.
  • the surface gas atmosphere near the theoretical air ratio, and the case where a carbonaceous material layer is provided under the mixture and the surface gas atmosphere is a reducing atmosphere.
  • the amount of carbonaceous material used was sufficient to allow for reduction and subsequent carburization.
  • the surface gas atmosphere is determined by the ratio of the sum of the total reactive gas concentrations to the reducing components in the gas,
  • the electric furnace used for the experiment was provided with an electric heater h on its upper surface.
  • the mixture t of the carbonaceous material and the fine ore provided on the bed S was heated by the radiant heat.
  • a nozzle n is provided at a position 10 mm above the sample surface, from which the atmosphere adjustment gas is blown to exhaust more.
  • the furnace temperature was adjusted based on the furnace temperature measured by thermometer i.
  • the generated reduced iron and slag were pulverized and magnetically separated to 110 mm, and the slag removal temperature was evaluated based on the concentration of slag mixed in the obtained metallic iron. As shown in Fig.
  • Carburizing of metal is progressing.
  • the melting point has decreased as a result of carburization, and the ore particles have not maintained their initial shape because they are molten. Also, because of the extremely high surface tension of the metal, many particles were spherical.
  • the melting point of carburized iron should be 100 ° C higher than the melting point II of 50 ° C to start the separation of iron slag, but the melting movement of slag is limited. Maintain the furnace atmosphere temperature above 1450 ° C 8/01399
  • Fig. 5 shows the configuration of a moving bed furnace according to the present invention, which can separate slag and metal, devised based on the above basic experiment, where 1 is a hearth, 5 is a furnace body, and 6 is a furnace. Layer of carbon material stacked on floor 4, 7 is layer of mixture stacked on layer of carbon material 6, 8 is combustion burner located on top of hearth 5, 9 is reduction a heating device for melting the obtained product which was, the heating device 9 is composed of a heat exchanger 9 b for heating the combustion air g 2 burner 9 a and the exhaust gas g, the.
  • the raw material of the spout is L from ⁇ inlet of anything not shown, until the regions preheating zone, the subsequent L 2 regions reduction zone, further L 3 regions melting zone, the region of L 4 has a cooling zone.
  • the reduction zone L 2 is heated by burning the combustion burner with the reducing gas generated from the layer of a mixture of powdered ore and carbonaceous material as the main heat source.
  • Layer of the mixture becomes 80% or more reduction ratio in the reduction zone L 2 is heated at melting zone L 3 in H5 (TC above, slag is removed from the product reduced iron layer.
  • the cooling in the cooling zone L 4 after heat recovery, are crushed by the recovered apparatus 10, for forming a high-temperature melting zone L 3 on 1450 ° C or more in the are.
  • present invention discharged from the discharge port 15, a method of heating molten zone L 3 is.
  • the exhaust gas of the melting zone L 3, which is different from the other zones are combustion air heat exchanger through the hot heat exchangers 9b.
  • a mixed layer of powdered ore and carbonaceous material is the cheapest to use a layer that simply mixes both in terms of production cost, but a layer that has been treated in advance, such as granulation, is stacked, reduced, and melted. You may do so.
  • FIG. 10 shows a cross section of the main part of a movable hearth furnace (the basic structure of the furnace is the same as that shown in FIG. 1) suitable for carrying out the present invention.
  • Reference numeral 17 denotes a layer of pulverized coal char on which a layer of the mixture t is placed
  • 4 denotes a partition wall fixed to the furnace 2 and forms a melting zone for melting the reduced product
  • f denotes a melting zone. Is a molten material.
  • a moving hearth furnace can achieve a temperature at which iron ore can be reduced with a relatively short hearth, and if the hearth area is the same, productivity can be improved.
  • Fig. 11 shows an example in which a powdery solid reducing agent with a large amount of volatile components such as coal is used instead of a layer of coal char.
  • a crack occurs in layer 17 and the cracks occur when the reduced iron melts.
  • the molten iron 16 ⁇ slag 12 flows into the rotary hearth 1 and may erode the surface.
  • layer 17 when layer 17 is formed with powdered coal char, it is already carbonized and has no volatile matter, and the ash content is about 10%. It maintains a solid state even at high temperatures of C or higher and does not melt or change its volume. Therefore, no cracks are formed in the layer 17, so that the molten iron 16 ⁇ slag does not come into contact with the rotary hearth 1 to erode.
  • Fig. 2 shows an example in which a mixture of fine iron ore and fine coal powder or a mixture of fine iron ore, fine coal powder and auxiliary materials is stacked on a layer of the fine powder steel alone.
  • Fig. 13 shows the cross section.
  • fine iron ore When heated by radiant heat transfer from the upper part of the hearth, fine iron ore is reduced to reduced iron containing gangue. Ash remains from the pulverized coal char used as a reducing agent.
  • Auxiliary materials are added to facilitate melting when reducing iron and ash are melted, and limestone, fluorite, serpentine, dolomite, etc. can be used.
  • the specific gravities of molten iron 16 and molten slag 12 are larger than the layer of powdered coal alone, but the layer of powdered coal alone is powdery because powdered coal is densely packed. Coal coal It is held on top of the bed and does not damage the hearth refractory. In order to make the layer of powdered stone charcoal dense, it may be adjusted to 1 Omm or less with a sieve. More preferably, it is desirable to adjust it to 3 mm or less.
  • the discharge of the product can be facilitated by optimizing the method of charging the raw fuel onto the moving hearth. That is, a mixed powder of the finely divided iron ore and the powdered solid reducing material or a mixed powder of the powdered iron ore and the powdered auxiliary material and the powdered solid reducing material is formed into a single layer of the powdered solid reducing material. It is scattered inside and stacked in a state where it does not directly contact the horizontally moving hearth. After performing, the reduced iron is melted.
  • FIGS. 19 (a), (b) and ⁇ c) show explanatory diagrams of the state of loading raw materials on a hearth suitable for the present invention and the change when reduced iron is melted.
  • Fig. 19 7 is a powder mixture of powdered iron ore and powdered solid reducing material (or powdered iron ore and powdered auxiliary material and powdered solid reducing material), and 6 is a layer of powdered solid reducing material.
  • 1 is a moving hearth
  • 23 is reduced iron from which gangue and ash are separated
  • 12 is slag.
  • the powder mixture of the powdered iron ore and the powdered solid reducing material or the powdered powder of the powdered iron ore, the powdered solid reducing material, and the powdered auxiliary material are placed in a single layer of the powdered solid reducing material.
  • the molten iron and molten slag were agglomerated in each of the small compartments that were scattered, and were in the form of powdery solids. Lumped reduced iron is formed on a single layer of the reducing material.
  • the specific gravity of molten iron and molten slag is greater than that of the layer of powdered solid reducing material alone, so it is conceivable that the specific gravity of molten iron and molten slag may go under the layer of powdered solid reducing material alone.
  • Powder of iron ore and powdered solid reducing material (or powdered powder of powdered iron ore and powdered auxiliary material and powdered solid reducing material) is scattered in a single layer of powdered solid reducing material.
  • each of the molten iron and molten slag is small, and is kept on a single layer of the powdered solid reducing material by the action of surface tension.
  • the fine iron ore used herein has a sieve of 8 mm or less
  • the secondary powder raw material has a sieve of 8 mm or less
  • the powdered solid reducing material has a sieve of 8 mm or less.
  • pitch coke with almost no ash as a powdery solid reducing material in a powder mixture of fine iron ore and a powdery solid reducing material.
  • the concept of ash removal in the present invention disappears, but the action of separating ore gangue is the same.
  • sticky coal is used for the single layer of the powdered solid reducing material, it melts at a temperature lower than the temperature at which molten iron and molten slag are formed and coke, but the molten iron and molten slag are At the temperature at which it is formed, it is already in a solid state, and can exert the above-mentioned effects.
  • One or more mixtures of coal char, coke, steam coal and anthracite usually contain about 10% ash, but in the present invention, these powdery solid reducing materials can be advantageously used. When these are used as powdered solid reducing materials, they may be the same or different from the powdered solid reducing materials from the viewpoint of ash removal.
  • a rotary hearth with a diameter of 2.2 m covered with alumina-based refractory is used, and the refractory of the molten zone is made of a high alumina high refractory brick structure.
  • a movable hearth furnace (the specific configuration inside is the same as the furnace in Fig. 5)
  • the operation was performed in the following manner, and the effect of the temperature change in the melting zone on the yield of the final product (reduced iron) was examined. investigated.
  • a screw-type recovery device is installed, and at the inlet, fine iron ore and fine solid
  • the mixture t and the single layer t, of carbon material were stacked as shown in Fig. 6.
  • the fine iron ore and the fine solid reducing material were adjusted to a sieve of 3 mm or less.
  • Iron ore and carbonaceous materials with the composition shown in Table 1 were used.
  • the furnace temperature in the reduction zone was controlled to 1300 ° C by combustion control of the burner, and the residence time in the standard molten zone was 6 minutes.
  • the operation pattern is as follows: if the surface gas atmosphere is near the stoichiometric air ratio without a carbonaceous layer under the mixture, a carbonaceous layer is provided under the mixture and the surface gas atmosphere is adjusted to the theoretical air ratio. There were three patterns: when near, and when a layer of plain carbonaceous material was provided below the mixture and the surface gas atmosphere was a reducing atmosphere.
  • Figure 7 shows the relationship between the melting zone temperature and the reduced iron yield under each condition. At low temperatures below 1450 ° C where melting does not occur, there was no change in the reduced iron yield with or without the lower carbon layer. In the absence of a carbonaceous layer at the bottom of the mixture, the molten iron and slag formed above 1450 ° C melted and melted and adhered to the moving hearth floor, resulting in a significant reduction in the yield of reduced iron. On the other hand, in the case where a carbonaceous material layer is provided at the bottom of the mixture, the open pores of the porous reduced iron are closed together with the melting, so that the oxidation by the atmospheric gas is suppressed and the reduced iron yield once increases.
  • a moving hearth furnace constructed as shown in Fig. 20 was equipped with a moving hearth with a diameter of 1.2 m, which was covered with alumina-based refractory and the surface was further covered with granular alumina-based refractory.
  • the mixture was subjected to reduction treatment according to the following procedure, and the refractory was checked for damage and the iron recovery rate.
  • a cooling device 13 is arranged between the heating zone (see Fig. 10) and the discharge device b so as to cool the product.
  • a crushing device 18 composed of a cutter c that moves up and down to pulverize the reduced iron together with the slag and an arm c that pulls the pulverized reduced iron slag to the outside is arranged in the discharging device b.
  • the coal chunks to be piled under the mixture have a screw feeder 21 between the raw material loading inlet 19 and the wandering outlet 20 and a screw feeder as shown in Fig. 16 with a gas recovery port 22. It was manufactured using a pre-distillation furnace equipped with a set of feeders. Exhaust gas from the mobile hearth furnace is usually at a temperature of about 110 ° C., and in this example, the preliminary carbonization furnace was heated using exhaust gas from the mobile furnace.
  • Fig. 17 (a) shows the cross section and perspective view of the mixed object and coal char for the reduction process.
  • D 800 mm
  • Di 25 mm
  • D 2 40 mm.
  • the fine iron ore and fine solid reducing material used as a mixture were adjusted to a sieve of 3 mm or less.
  • the size of the coal char to be stacked on the hearth was adjusted to 3 mm or less.
  • the furnace temperature in the reduction zone was controlled at 1300 ° C by the burner control of Pana.
  • the furnace temperature in the melting zone was controlled at 1500 ° C by burner combustion control.
  • the fuel is mainly C0 gas generated from the powdered solid reducing material, but natural gas was used as an auxiliary fuel.
  • the residence time in the furnace was controlled at a target of 27 minutes by the rotation speed on the hearth.
  • Embodiment Nos. 17 to 19 are examples according to the present invention in which a pulverized coal char obtained by preliminarily carbonizing pulverized coal as a pulverized solid reducing material is used.
  • a pulverized coal char obtained by preliminarily carbonizing pulverized coal as a pulverized solid reducing material is used.
  • the refractory of the hearth was not damaged and the reduced iron was recovered from the gangue and ash.
  • Embodiment Nos. 20 and 21 are examples according to the present invention in which flammable gas generated in a preliminary carbonization furnace was recovered and used for heating a high-temperature portion of a rotary hearth furnace.
  • 23 and 23 are examples of using pulverized coal without preliminary carbonization as the solid reductant.
  • pulverized coal without preliminary carbonization as the solid reductant.
  • a portion of the coal dust was carbonized on the rotary hearth, and the layer was cracked.
  • slag and molten iron were directly mixed with powdered refractories in the hearth.
  • slag and reduced iron could be recovered by taking them out of the furnace, including the granular refractory mixed with slag and reduced iron, work outside the furnace was required to separate the granular refractory from slag and reduced iron Was needed.
  • the execution numbers 22 and ⁇ indicate that the coal decomposition reaction occurs during the reduction treatment compared with the case where coal is preliminarily carbonized, so that the furnace temperature is kept at a constant value. A large amount of fuel was required.
  • the time required to reach the temperature at which iron ore is reduced is longer than when pre-carbonized coal is used, and is about the same as when pre-carbonized coal is used. In order to obtain an iron recovery rate, it was necessary to prolong the residence time of iron ore in the furnace, which proved to be disadvantageous in terms of productivity.
  • FIG. 20 A rotating hearth 2.2 m hearth and a burner above the hearth, and the following operations were conducted on a trial basis using the rotary hearth furnace shown in Fig. 20 in which the entire furnace was covered with a furnace body.
  • Fig. 20 1 is a rotary hearth having an alumina-based refractory on the upper surface
  • b is a screw-type discharge device
  • a is a charging device (device for stacking raw materials on the hearth)
  • 2 is a furnace body
  • 3 is a burner
  • 13 is a cooler installed in front of the discharge port to cool and extract the reduced iron.
  • the raw materials at the supply port are loaded by using the charging equipment a as shown in the illustrations of the raw material loading methods shown in Figs. 21 to 24.
  • the powdery iron ore used as the composition shown in Table 3 you containing gangue content of the (S I_ ⁇ 2, A 1 2 0 3, etc.) more than 7%, with limestone flour auxiliary materials, And
  • the powdered solid reducing material used was of the four component compositions shown in Table 7 containing 6 to 13% ash, and these were adjusted to a sieve of 3 mm or less.
  • Table 8 summarizes the experimental conditions and operation results.
  • the gangue + ash content in the mixed powder section in the table is the content in the mixed powder, and is the gangue of the powdered iron ore, the ash in the powdered solid reducing material, and the powdered auxiliary material (limestone). It also contains the C a ⁇ component of In Table 8, Experiment Nos. 24-33 are conforming examples of the present invention. Under all conditions, there was no damage to the refractory on the hearth, no trouble in product discharge, and recovery of reduced iron with an iron recovery rate of 97.4% or more, with gan
  • the comparative examples of Experiment Nos. 34 to 35 are the stacking method shown in Fig. 23 (condition 3), in which the mixed powder is stacked directly on the refractory in the hearth.
  • condition 3 the reduced iron and ash were melted for gangue and ash removal operations in such a state of stacking, slag and molten iron fused to the refractory on the hearth, eroded the refractory, and subsequently During the cooling operation, the slag and molten iron adhered to the refractory on the hearth as it was, making it impossible to discharge the product using the discharge device.
  • the comparative example of Experiment No. 36 is the stacking method of FIG. 24 (condition 4), in which the mixed powder is stacked in a layer on the entire surface of a single layer of the powdered solid reducing material.
  • condition 4 the reduced iron and ash were melted to remove the gangue and ash by this stacking, the slag and the molten iron both became large plates, and the effect of surface tension was effective against its own weight.
  • the molten iron / slag sunk under a single layer of powdered solid reducing agent in some places, directly contacting the refractory on the hearth.
  • the comparative example of Experiment No. 37 has the same packing method as Experiment No. 36.
  • the reduced iron and ash were melted by this stacking, the molten iron and slag did not sunk under the single layer of the powdered solid reducing material as shown in Experiment No. 35.
  • the slag and reduced iron after cooling were large plates and were difficult to discharge.
  • a stacking method as shown in Fig. 25 was used. in this case t is also conceivable, slag after cooling coming out to the discharge port, it is Rukoto using a structure as shown in FIG. 26 the reduced iron discharge device to become rod-like extending in the radial direction of the rotary hearth
  • 1 is a rotary hearth
  • 2 is a furnace body
  • 14 is a discharge device used for packing in this modified example.
  • slag can be efficiently separated from reduced iron in a movable hearth furnace, it is possible to reduce lime intensity and electric power intensity in an electric furnace in the next step, At the same time, gangue and high ash have the largest reserves, and have the advantage of being able to use inexpensive ore and coal.
  • productivity is further improved by using coal char as a carbon material, and energy consumption can be reduced by using dry distillation gas as fuel for the production of char.
  • the present invention provides a method for reducing iron ore in a mobile furnace, which comprises mixing fine iron ore and fine solid reducing material so as not to come into direct contact with the hearth via the solid-solid reducing material on the hearth.
  • reduced reduced iron is melted on the hearth, and according to the present invention, simple equipment can be used without damaging the equipment and smooth operation can be achieved. It is possible to obtain reduced iron free of gangue and ash while securing.

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Description

明 細 酸化物の還元用の回転炉床炉およびその操業方法 技術分野
本発明は鉄鉱石から還元鉄を製造するのに好適な移動型炉床炉の操業 方法およびその装置に関するものである。 背景技術
粗鋼の生産方式としては大別して高炉一転炉法、 電気炉法が知られて いる。 このうち、 電気炉はスクラッブゃ還元鉄を鉄原料として、 それら を電気エネルギーで加熱溶解させ、 場合によっては精鍊し、 鋼にしてい る。 現状ではスクラップを主な原料としている力 近年、 スクラップの 需給のひつ迫、 電気炉法での高級製品の製造の流れから還元鉄の使用が 増加しつつある。
還元鉄を製造するプロセスの一つとして、 例えば、 特開昭 63 - 1 08 1 88 号公報には、 水平方向に回転する炉床に鉄鉱石と固体還元材からなる層 を積み付け、 上部より輻射伝熱によって加熱、 鉄鉱石を還元し、 還元鉄 を製造する方法が開示されている。 この方法は設備の建設費が比較的安 価で、 操業トラブルが比較的少なくてすむ等の優位な点がある。 多くの 場合、 水平に移動する炉床とは図 1およびその A - A断面を示した図 2 の如き回転炉床の形態が取られている。 回転炉床 1の上には装入装置 a を通して搬入された鉄鉱石 (粉状鉄鉱石を主とする酸化物粉) と固体還 元材からなる混合粉の層 tが積み付けられる。 該炉床 1は耐火物が張ら れた炉体 2によって覆われ、 その内側の上部には熱源としてのバーナー 3が設置されていて、 移動炉床 1の上で鉄鉱石を還元するようになって いる。 炉内温度は 1 300°C前後にされているのが普通であり、 還元処理の 終了後は炉外へ排出してからの酸化の防止、 ハンドリングの容易性を高 めるために回転炉床上で冷却器によつて還元鉄を冷却した後、 排出装置 bから排出、 回収するようになっている。
このような従来の製造方法においては、 原料鉱石および炭材中に含ま れる脈石分、 灰分は製品である還元鉄にそのまま残り、 次の工程の電気 炉 (溶解炉) において溶解、 除去されるが、 原料鉱石あるいは石炭中に 含まれる脈石分、 灰分が電気炉に入った場合に以下のような問題が生じ ていた。
①熔銑中に含まれる硫黄を減少させるには生成するスラグ中の C a〇 Z S i〇2 比を上昇する必要があるが、 脈石、 灰分に由来する S i〇2 の増加とともに多量の C a〇源を石灰石、 ドロマイ 卜の形態で供給す る必要がある。
②多量の C a〇、 ドロマイ トの添加は、 分解熱、 顕熱の補償が必要と なり、 そのための電気炉の電力原単位の上昇が避けられず、 電気炉に 入るスラグ分を最少限に留めるべく脈石分の少な ^選鉱された超微粉 鉱石、 低灰分石炭を用いなければならない。
上述のように、 電気炉を経由する鉄鋼生産においては、 移動床炉に適し た高品位の鉱石、 石炭が必要になる力 そのコストは上昇する傾向にあ り、 しかも資源埋蔵量、 生産能力についても限界に達しているのが現状 であって、 このため、 大量に存在する通常の鉱石、 通常の石炭をべ一ス に電気炉に適した鉄源を供給するニーズが高まっている。
脈石、 灰分を含有する還元鉄を、 高温に維持し、 溶融状態にし、 スラ グ分を除去することが可能であることは容易に考えられるが、 従来法で は以下の制約により実現できていない。
①溶融還元炉のように浴型の溶融炉でメタル、 スラグが完全に溶融す るまで高温に維持すればスラグ · メタルの分離を図ることができる力 移動床炉型では設備の制約上困難である。 移動炉床炉のような輻射加 熱炉でスラグ · メタルを分離するための最低温度、 保持時間などの操 業条件、 およびそれを決定する溶融挙動が解明されていない。
②輻射炉の温度を上昇するには高温の燃焼炎を生成する必要がある。 燃焼炎の温度を上げるためには、 燃焼空気を予熱し、 理論空気比近傍 で燃焼することが要求される。 一方、 還元された還元鉄の再酸化を防 止するには、 非常に強い還元性ガス雰囲気を維持する必要があるが、 このガス条件では高温の燃焼炎を得ることが困難である。
③移動床炉で溶融した場合には、 薄い溶融鉄層とスラグ層が分離して 移動床上に存在し、 F e〇を含む溶融スラグによる移動床炉の炉床の 浸食、 スラグの炉床への固着が問題となる。
この点に関し、 米国特許第 344293 1号明細書には、 移動床炉において最 高温度 1 260〜1 « 6° (:、 1 0 %以上可燃性ガスを含む雰囲気に調整して半溶 融状態にする技術が開示されているが、 これによつて収縮、 耐酸化性を 確保することはできるものの、 脈石の分離は困難であった。
溶融によって脈石、 灰分を除去することを炉外で行わせることも当然 考えられるが、 それは新たなキュボラのような設備を必要とすることは 言うまでもない。 発明の開示
本発明は次の方法によって従来技術の課題を解決するものである。 すなわち、 本発明は粉状鉄鉱石などの酸化物と粉状固体還元材の混合 物からなる層を水平に移動する炉床に積み付け、 炉床上部より輻射伝熱 によって酸化物の還元処理を行うに当たり、 還元処理して得た生成物を その排出口に至るまでの間で 1 450°C以上で溶融し、 還元生成物中のスラ グ分を凝集、 分離することを特徴とする移動型炉床炉の操業方法であり、 本発明においては、 還元生成物と接する気相の酸素分圧を還元性雰囲気 に調整するものとし、 混合物の層とは異なる炭材の層を別途積み付ける ことができる。
本発明は粉鉄鉱石と粉固体還元材からなる混合物の層を水平に移動す る移動型炉床に積み付け、 該炉床の上部からの輻射伝熱によって粉鉱石 の還元処理を行うにあたり、 混合物の層をろ床に積み付けるに先立ち、 まず粉状石炭チヤ一を積み付け、 混合物の還元処理にて得られた生成物 を炉床の上で少なくとも一度は溶融させ、 石炭の予備乾留により粉状石 炭チヤ一を製造する際に発生する乾留ガスを移動型炉床炉の加熱燃料と して使用するものである。
また本発明は、 粉鉄鉱石と粉固体還元材とを主とする原料を、 水平に 移動する炉床上に層状に積み付け、 炉内上方からの輻射伝熱によって鉄 鉱石の還元を行う移動型炉床炉の操業方法において、 粉鉄鉱石と粉固体 還元材との混合粉または粉鉄鉱石および粉副原料と粉固体還元材との混 合粉を該炉床上に、 粉固体還元材を介して炉床に直接接触しないように して小区画化して点在させ、 還元された還元鉄を該当炉床上で少なくと も一度は溶融させることを特徴とする移動型炉床炉の操業を行うもので ある。 図面の簡単な説明
図 1は回転炉床炉の構成を示した図である。
図 2は図 1の A— A断面を示した図である。
図 3は混入スラグ濃度と加熱炉雰囲気温度の関係を示した図である。 図 4は実験に使用した電気炉の構成を示した図である。
図 5は本発明に従う炉の構成を示した図である。
図 6は炉床上に積み付けた混合物と炭材単味の層の断面を示した図で ある。
図 7は還元鉄の歩留りと加熱炉雰囲気温度の関係を示した図である。 図 8は移動炉床の上に鉄鉱石と固体還元材との混合粉を直接積み付け た状態を示した図である。
図 9は移動炉床の上で還元鉄を溶融させた状態を示した図である。 図 10は本発明に従う操業要領の説明図である。
図 1 1は混合物の下に積み付けるものとして石炭チヤ一以外のものを使 用した場合の状態を示した図である。
図 1 2は本発明に従う方法に従い混合物と石炭チヤ一を炉床上に積み付 けた状態を示した図である。
図 1 3は図 2の断面を示した図である。
図 1 4は図 1 3に示したものを溶融した場合の断面を示した図である。 図 1 5は図 20の要部の構成の説明図である。
図 1 6は石炭チヤ一の製造装置である。
図 1 7 ( a )は実施例で用いた混合層と石炭チヤ一の層の断面を示した図で あり、 (b)はその斜視図である。
図 1 8(a)は移動炉床上に鉄鉱石と固体還元材との混合粉を直接積み付け た場合の説明図であり、 (b)は還元後、 溶融させた状態の垂直断面を示し た図である。
図 1 9 ( a )は本発明に適合する炉床上への原料積み付け状態の斜視図であ り、 (b)はその垂直断面を示した図であり、 (c)は還元鉄を溶融したときの 変化の説明図である。
図 20は実施例で用いた回転炉床炉の説明図である。
図 21 (a)は実施例で採用した原料の積み付け状態の垂直断面を示した図 であり、 (b)はその斜視図である。 (条件 1 :適合例) 。
図 22 ( a)は実施例で採用した原料の積み付け状態の垂直断面を示した図 であり、 (b)はその斜視図である。 (条件 2 :適合例) 。
図 230)は実施例で採用した原料の積み付け状態の垂直断面を示した図 であり、 (b)はその斜視図である。 (条件 3 :比較例) 。
図 24(a)は実施例で採用した原料の積み付け状態の垂直断面を示した図 であり、 (b)はその斜視図である。 (条件 4 :比較例) 。
図 25(a)は本発明に適合する実施例の積み付け状態の垂直断面を示した 図であり、 (b)はその斜視図である。
図 26は本発明に適合する実施例の積み付け時に使用する排出装置の説 明図である。
〈符号の説明〉
1 炉床
2 炉体
3 加熱用バーナー
4 隔壁
5 炉体
6 炭材の層
7 鉄鉱石 (酸化物) と固体還元材との混合物の層
8 燃焼バーナー
9 加熱装置
9 a バーナー
9 b 熱交換器
10 回収装置
11 ガス供給ノズル
1 スラグ
13 冷却器
14 図 25に示した実施例の積み付けを行った時に使用する排出装置 15 排出口
16 溶融鉄
17 粉石炭チヤ一の層
18 破砕装置
19 原料装入口 20 原料排出口
21 スクリュ一フィーダ一
22 ガス回収口
23 脈石、 灰分が分離された還元鉄
t 混合物の層 (原料)
t , 炭材の層
a 装入装置 (積み付け装置)
b 排出装置
c カツ夕一
C 1 アーム
f 溶融層
g , 排ガス
g2 燃焼用空気
h ヒー夕一
i 温度計
n ノズル
η , 排出ガス用ノ
s ベッド 発明を実施するための最良の形態
粉状鉄鉱石などの酸化物粉と粉状固体還元材の混合物を外部から加熱 すると (1)式、 (2)式の反応が連続的に進行、 還元反応が進むことになる。
CO + F e O→F e + COz (酸化物粒近傍) · · · · (1) C〇2 + C →2 CO (炭材表面) · · · · (2) 上記の (1)式の還元反応は一般に 600°C以上において進行するが、 (2)式の 反応は、 (1)式の反応よりも高い温度でなければ進行しない。 また、 反応 が連続的に進行するには、 (1)式の生成 C〇2 の固体還元材粒子への拡散、 (2)式の生成 C Oの酸化物粒への拡散が円滑に起こる必要がある。
通常の鉄鉱石と粉状固体還元材の場合には、 炉内温度を 1 100〜 1300 °C に維持することにより進行させることができる。 (1), (2)式による還元反 応は基本的には固体酸化鉄とガスとの反応によって進行し、 生成する還 元鉄は多孔質の固体金属鉄となる。 固体還元材および、 粉状鉄鉱石に含 まれる灰分、 脈石分もこの温度では固相であり還元鉄内に微細に混在し ており、 粉碎、 篩い分け等の物理的な手段では分離が困難である。
本発明は、 還元処理を終えた生成物を移動炉床上で溶融することによ りスラグ、 メタル分の凝集、 分離を促進し、 冷却後に粉砕、 磁選するこ とによりスラグ分を除去するものであって、 これによれば脈石分の多い 鉱石や通常の石炭を使用した操業であっても比較的効率的に還元生成物 を得ることができる。
図 3はスラグ、 メタル分の凝集、 除去に必要な条件を検討するため、 表 1に示すような組成の鉱石および石炭を用い図 4に示すような構造に なる小型の電気炉 (試料断面積 50 X 50mm ) による実験を行った結果を 示したものである。 ここに、 この実験では加熱時間を 6分とし、 混合物 の下部に炭材のみからなる層を設けず、 表面ガス雰囲気を理論空気比近 傍とした場合、 混合物の下部に炭材のみからなる層を設け表面ガス雰囲 気を理論空気比近傍とした場合、 および混合物の下部に炭材単味の層を 設け表面ガス雰囲気を還元性雰囲気とした場合の 3条件のものを示し、 混合物中の炭材は、 還元とその後の浸炭反応を考慮しても十分余裕があ る添加量とした。 また、 表面ガス雰囲気は、 ガス中の還元性成分に対す る全反応性ガス濃度の和の比、
還元ガス濃度 = (C0 + H 2 ) / (CO + H 2 + H 2 O + C0Z ) 100 〔%〕 で定義し、 理論空気比近傍組成とは還元ガス濃度が約 3 %、 還元性雰囲 気とは還元ガス濃度 = 90 %をさすものとした。
実験に使用した電気炉にはその上面に電気加熱ヒーター hを設け、 そ の輻射熱によりべッド S上に設けた炭材と粉状鉱石の混合物 tを加熱し た。 試料表面のガスの雰囲気を調節するため、 試料表面の上 1 0mmの位 置にノズル nを設け、 ここから雰囲気調整ガスを吹き込み、 より排 気する。 炉の温度は温度計 iで測定される炉温を基にして調整した。 な お、 生成した還元鉄、 スラグは一 10mmに粉碎、 磁選し、 得られた金属 鉄中に混入している混入スラグ濃度でスラグの除去温度を評価した。 図 3に示す如く、 実験条件にかかわらず、 混入スラグ濃度は温度の関 数として整理することができ、 加熱炉雰囲気温度 1 450°Cを境界に混入ス ラグ濃度が急激に低下、 メタル ' スラグの分離が進行することが明らか になった。 このような急激なメタル · スラグの分離の原因を調査するた め、 1 400°Cのサンプルの顕微鏡観察を行つたところ以下の特徴が認めら れた。
①メタル分への浸炭は進行している。 浸炭の結果として融点が低下し、 溶融しているため初期の鉱石粒子の形状を維持していない。 また、 メ タルの表面張力が非常に大きいため、 多くの粒子は球形の粒子となつ ていた。
②炭材は観察面に散在しているが、 スタルの凝集を妨げている様子は 認められない。
③炭材由来のスラグ分の一部は溶融しているが、 未溶融の部分も存在 していた。
④溶融メ夕ル粒子間の凝集が妨げられているのは、 一部溶融している 高粘性の炭材由来のスラグの流動である。 比較対象として観察した 1 500°Cではメタルはもちろん、 スラグの溶融、 移動、 凝集が進んでい た。
以上の結果から、 メタルを溶融するだけであれば浸炭鉄の融点 I I 50°Cよ り 1 00°Cも高くすれば鉄滓の分離が開始するはずであるが、 スラグの溶 融移動が制約条件となって、 加熱炉雰囲気温度を 1450 °C以上に維持する 8/01399
1 0 必要があることが明らかになった。 1450°Cとは、 石炭系灰分の主成分で ある A l 23 — S i 02 一 C aO系スラグが溶融し、 粘性が低下し、 凝集、 移動できるようになる温度である。
上記の基礎実験に基づいて考案されたスラグ、 メタルを分離できる本 発明に従う移動床炉の構成を示したものが図 5であり、 図 5において 1 は炉床、 5は炉体、 6は炉床 4の上に積み付けされた炭材の層、 7は炭 材の層 6の上に積み付けされた混合物の層、 8は炉床 5の上部に配置さ れた燃焼バーナー、 9は還元して得た生成物を溶融するための加熱装置 であって、 この加熱装置 9はバーナー 9 aと排ガス g , によって燃焼用 空気 g 2 を昇温する熱交換器 9 bからなる。
上記の構成になる移動型炉床炉は、 原料の装入口は図示していないも のの該装入口から L , までの領域が予熱ゾーン、 これに続く L 2 の領域 が還元ゾーン、 さらに L3 の領域が溶融ゾーン、 L 4 の領域が冷却ゾー ンになっている。 還元ゾーン L2 までは、 粉状鉱石と炭材の混合物の層 から発生する還元ガスを主な熱源として燃焼バーナーを燃焼させること により加熱される。 還元ゾーン L2 で 80%以上の還元率となった混合物 の層は溶融ゾーン L3 で H5(TC以上で加熱され、 スラグが生成還元鉄層 から除去される。 その後、 冷却ゾーン L 4 で冷却、 熱回収した後に、 回 収装置 10にて破砕され、 排出口 15から排出される。 本発明では 1450°C以 上の高温の溶融ゾーン L3 を形成するため、 溶融ゾーン L 3 の加熱方法 は他のゾーンとは異なっている。 溶融ゾーン L3 の排ガスは高温の熱交 換器 9bを通して燃焼用空気と熱交換される。
約 900°Cに予熱された空気と、 別途供給される燃料をほぼ理論空気比 で燃焼させることにより、 1450°C以上の高温の溶融ゾーン L3 を形成す ることができる。 また、 溶融ゾーン L 3 のガス雰囲気と還元鉄表面のガ ス雰囲気を独立に制御するため、 冷却ゾーン L 4 と溶融ゾーン L3 の境 界との間にガス供給ノズル 11を設け雰囲気調整ガスを供給するのがよい。 以上の構成の移動床炉を用いることにより、 粉状鉱石、 炭材の混合層を 還元、 スラグを除去した還元鉄を製造することができる。 粉状鉱石、 炭 材の混合層とは、 生産コス卜上では両者を単に混合した層を用いる最も 安価になるが、 事前に造粒等の処理を行った層を積み付け、 還元、 溶融 するようにしてもよい。
本発明においては混合層とは別に炭材の層を混合層の下に積み付ける こともできる力 このような炭材の層を設けることによって溶融ゾーン L 3 で溶融した溶融物が炉床に接触するのを防止できる利点がある。 粉 状鉄鉱石と粉状固体還元材のサイズは被還元性および C〇 2 との反応性 の点から篩い目で 1 0 m m以下、 好ましくは 8 m m以下、 とくに好ましく は 3 mm以下とするのがよい。
図 1 0は本発明を実施するのに用いて好適な移動型炉床炉 (炉の基本構 造は図 1に示したものと同じ) の要部の断面を示したものであって、 図 中の 1 7は混合物 tの層を載置する粉状石炭チヤ一の層、 4は炉体 2に固 定保持され還元された生成物を溶融する溶融ゾーンを形成する隔壁、 f は溶融ゾーンで溶融された溶融物である。
回転炉床 1の上に該粉状石炭チヤ一単体の層 1 7を積み付け、 この層 1 7 の上に混合物の層 tを積み付けて還元処理を行うと、 装入装置 aから装 入された混合物の層 tは排出装置 bに至るまでの間に還元されるが、 そ の生成物 (還元鉄) はその後、 溶融ゾーンにて溶融され、 それに伴い該 生成物に含まれる脈石や灰分はスラグとなって分離する。 粉固体還元材 として用いる石炭を予備乾留することにより、 粉状石炭チヤ一を得るこ とができるが、 この石炭チヤ一は予備乾留されているため、 昇温時の分 解反応がほとんど起こらず、 吸熱量が石炭を用いる場合より少ない。 こ のため移動炉床炉は比較的短い炉床で鉄鉱石を還元できる温度を実現す ることが可能であり、 かつ同じ炉床面積の場合、 生産性の向上を図るこ とができる。 図 1 1は石炭チヤ一の層の代わりに、 石炭のような揮発成分の多い粉固 体還元材を用いた例を示す。 この場合、 温度の上昇による粉固体還元材 からの揮発分の発生に伴い粉固体還元材の溶融あるいは体積変化が生じ るため、 層 1 7に亀裂が生じるので、 還元鉄が溶融した際に亀裂を通って 溶融鉄 1 6ゃスラグ 1 2が回転炉床 1上に流れ込み、 その表面を浸食するお それがある。 これに対して粉状石炭チヤ一で層 1 7を形成した場合は、 す でに乾留され揮発分がなく、 また含有する灰分も 1 0 %程度であるため、 マクロ的に見れば 1 000 °C以上の高温でも固体状態を維持し、 溶融あるい は体積変化を起こすことがない。 従って層 1 7に亀裂等が生じないので、 溶融鉄 1 6ゃスラグ が回転炉床 1 と接触して浸食することはない。
粉鉄鉱石と粉状石炭チヤ一との混合物または粉鉄鉱石、 粉状石炭チヤ ―、 副原料との混合物を該粉状チヤ一単体の層の上に積み付けた例を図 2に示し、 その断面を図 1 3に示す。 炉床上部より輻射伝熱によって加熱 されると、 粉鉄鉱石は還元され、 脈石を含んだ還元鉄になる。 また還元 材として用いた粉状石炭チヤ一からは灰分が残る。 副原料は還元鉄、 灰 分を溶融させる際に、 溶融を容易ならしめるために加えられるものであ つて、 石灰石、 蛍石、 蛇紋岩、 ドロマイ トなどを用いることができる。 これらは溶融する前までに結晶水の蒸発、 一部は分解反応 (例えば石灰 石の主成分である C a C 0 3 は C a〇に熱分解されている) を起こして いるものの固体を維持している。 さらに加熱するとこれらは粉鉄鉱石中 の脈石や石炭チヤ一中の灰分と共に溶融を開始し、 溶融鉄、 スラグに分 離する。 このとき粉鉄鉱石と粉状石炭チヤ一との混合粉または粉鉄鉱石、 粉状石炭チヤ一、 副原料との混合粉は粉状石炭チヤ一単体の層の上に存 在するため、 溶融鉄 1 6、 スラグ 1 2は図 i 4に示すように粉状石炭チヤ一単 体の層 1 7の上に形成されることになる。 通常、 溶融鉄 1 6、 溶融スラグ 12 の比重は粉状石炭チヤ一単体の層^より大きいが、 粉状石炭チヤ一単体 の層 は粉状石炭チヤ一が緻密につまっているため、 粉状石炭チヤ一の 層の上部に保持され、 炉床耐火物を損傷するようなことはない。 粉状石 炭チヤ一の層を緻密にするためには、 篩い目で 1 Omm以下に調整すれば 良い。 より好ましくは 3 mm以下に調整することが望ましい。
粉鉄鉱石と粉状石炭チヤ一との混合物または粉鉄鉱石、 粉状石炭チヤ 一、 副原料との混合物を加熱することにより還元鉄を得る場合、 鉄鉱石 の還元は直接還元反応によって起こるため、 反応に必要な熱量を外部か ら補う必要があるが、 還元反応の初期では、 還元反応がさかんなため可 燃性の C Oガスが発生するので、 この C Oガスを燃焼させることで熱を 供給することができる。
ところで還元反応が進行し、 還元後期になると発生する C Oガス量が 減少するため、 外部から燃焼もしくは熱の供給が必要となる。 また還元 後、 還元鉄を溶融させる場合、 すでに還元がほとんど終了しているため C Oガスの発生量は少ない。 さらに還元鉄を溶融させるためには還元の 温度よりも高い温度が必要となるため、 外部からの熱の供給が必要とな る。 予備乾留の際に発生した可燃性ガスは発熱量が大きいので、 本発明 においては移動型炉床炉の溶融ゾーンにおいて、 この可燃性ガスを用い ることができる。 この予備乾留の際に発生した可燃性ガスを有効に利用 することによってエネルギー原単位を下げることもできる。 粉炭を予備 乾留する手段としては予備乾留装置を適用することができる。 混合物と して使用する粉鉄鉱石と粉固体還元材は鉱石の被還元性および還元材と C〇2 との反応性の点から篩い目で 1 0 mm以下、 好ましくは 8 m m以下、 より好ましくは 3 mm以下に調整するのがよい。
また本発明によると原燃料の移動炉床上への充填方法の適正化によつ て製品の排出を容易にすることができる。 すなわち小区画化した粉状鉄 鉱石と粉状固体還元材との混合粉または粉状鉄鉱石および粉副原料と粉 状固体還元材との混合粉を該粉状固体還元材の単体の層の中に点在させ、 かつ水平に移動する炉床には直接には接しない状態で積み付け、 還元を 行った後、 還元鉄を溶融する。
一例として図 1 9(a) , (b)および <c)に、 本発明に適合する炉床上への原料 積み付け状態と還元鉄を溶融したときの変化の説明図を示す。 図 1 9にお いて、 7は粉状鉄鉱石と粉状固体還元材 (または粉状鉄鉱石および粉副 原料と粉状固体還元材) との混合粉、 6は粉状固体還元材の層、 1は移 動炉床、 23は脈石 ·灰分が分離された還元鉄および 1 2はスラグである。 この図 1 9(a) , (b)のように原料を積み付け、 その上方より輻射伝熱によつ て加熱すると粉状鉄鉱石は混合された粉状固体還元材の作用により還元 され、 脈石を含んだ還元鉄になる。 また、 還元材として用いられた粉状 固体還元材からは灰分が残る。 副原料は還元鉄、 灰分を溶融させる際に 溶融を容易ならしめるために加えられるものであって、 石灰石、 蛍石、 蛇紋岩、 ドロマイ 卜などである。 これらは溶融する前までに結晶水の蒸 発、 一部の分解反応 (例えば石灰石の主成分である C a C 0 3 C a〇に 加熱分解されている) を起こしているものの固体を維持している。 さら に加熱するとこれらは溶融を開始し、 溶融鉄とスラグに分離する。 この とき、 粉状鉄鉱石と粉状固体還元材との混合粉または粉状鉄鉱石、 粉状 固体還元材、 粉副原料との混合粉は粉状固体還元材の単体の層の中に点 在し、 かつ、 水平に移動する炉床には直接には接触しない形態で存在さ せていたため、 溶融鉄、 溶融スラグは点在させていた小区画単位ごとに 凝集し、 かつ、 粉状固体還元材の単体の層の上に塊状の還元鉄が形成さ れる。 通常、 溶融鉄、 溶融スラグの比重は粉状固体還元材単体の層より も大きいため、 溶融鉄、 溶融スラグの粉状固体還元材単体の層の下に潜 り込むことが考えられるが、 粉状鉄鉱石と粉状固体還元材との混合粉 ( または粉状鉄鉱石および粉副原料と粉状固体還元材との混合粉) を粉状 固体還元材の単体の層の中で点在させていたため、 溶融鉄、 溶融スラグ ひとつひとつが小さなものであり、 表面張力の作用によって、 粉状固体 還元材の単体の層の上に保持されたままの状態になる。 この状態で移動炉床上で冷却器によつて溶融鉄、 溶融スラグを冷却す ると脈石 ·灰分を分離した還元鉄とスラグが粉状固体還元材の単体の層 の上に浮いた状態で、 かつ、 点在させていた小区画単位ごとの塊になる c かくして、 凝固した還元鉄、 スラグは粉状固体還元材の単体の層の存在 によって移動炉床から離れた状態にあり、 かつ、 ひとつひとつが小さな 塊であまことから容易に炉外に排出できる。 ここで用いる粉状鉄鉱石は 篩い目 8 mm以下、 粉副原料は篩い目 8 mm以下および粉状固体還元材 は篩い目 8 m m以下のものを用いることが好ましい。
粉状鉄鉱石と粉状固体還元材との混合粉中の粉状固体還元材として灰 分のほとんどないピッチコークスの使用も考えられる。 その場合、 この 発明での灰分除去の概念はなくなるが、 鉱石の脈石を分離する作用は同 じである。 また、 粉状固体還元材の単体の層に粘着性のある石炭を使用 した場合、 溶融鉄、 溶融スラグが形成される温度より低い温度で溶融し、 コークス化するが、 溶融鉄、 溶融スラグが形成される温度では既に固体 状態にあり、 上記作用を発揮することができる。 石炭チヤ一、 コークス、 一般炭、 無煙炭の 1種または 2種以上の混合物は通常 1 0 %程度の灰分を 含んでいるが、 本発明ではこれらの粉状固体還元材を有利に使用できる ものであり、 これらを粉状固体還元材として使用するとき、 灰分除去の 観点から粉状固体還元材とは同種であっても異種であってもよい。
《実施例》
〈実施例 1〉
アルミナ系の耐火物を張った直径が 2. 2 mの回転炉床を備え、 溶融ゾ —ンの耐火物を高アルミナの高耐火性のレンガ積み構造とした図 1、 図 2に示すような移動型炉床炉 (内部の具体的な構成は図 5の炉と同じ) を用いて以下の要領で操業を行い、 溶融ゾーンの温度変更による最終製 品 (還元鉄) の歩留りに及ぼす影響を調査した。 炉の排出口にはスクリ ユー型の回収装置を配置し、 装入口において粉鉄鉱石と粉固体還元材の 混合物 t と炭材の単層 t , を図 6のように積み付けた。 また、 粉鉄鉱石 と粉固体還元材は篩い目 3 mm以下に調整したものを用いた。
鉄鉱石、 炭材は表 1に示すような組成のものを使用した。 還元ゾーン での炉温はバーナーの燃焼制御で 1 300°Cに制御し、 標準的な溶融ゾ一ン での滞留時間は 6分とした。 操業パターンは、 混合物の下に炭材単味の 層を設けず、 表面ガス雰囲気を理論空気比近傍とした場合、 混合物の下 部に炭材単味の層を設け表面ガス雰囲気を理論空気比近傍とした場合、 および混合物の下部に炭材単味の層を設け表面ガス雰囲気を還元性雰囲 気とした場合の 3パターンとした。
図 7は各条件での溶融ゾーンの温度と還元鉄歩留りの関係を示したも のである。 溶融が起こらない 1 450 °C未満の低温では下部の炭材層の有無 にかかわらず還元鉄の歩留りの変化はなかった。 混合物の下部に炭材層 がない場合には、 溶融が起こる 1 450 °C以上においては生成した溶融鉄、 スラグが移動炉床面に溶融、 固着し、 還元鉄の歩留りが大幅に低下した。 —方、 混合物の下部に炭材層を設けたケースでは、 溶融とともに、 多孔 質の還元鉄の開気孔が閉塞するため、 雰囲気ガスによる酸化が抑制され、 還元鉄歩留りが一度上昇する力 温度の上昇とともに、 鉄にとっては酸 化性の理論空気比近傍の燃焼ガスにより酸化され、 F e Oとしてスラグ 中に流出し、 この結果、 還元鉄の歩留りは大幅に低下した。 溶融ゾーン の出側における雰囲気調整ガスの吹き込みにて還元ガス濃度 90 %の還元 ガスを供給、 還元鉄表面のガス雰囲気を還元性雰囲気とした場合には雰 囲気ガスによる再酸化できるため、 低温での還元鉄歩留りは 97 %以上の 高い値で安定することが確かめられ、 この結果から、 還元鉄からスラグ を除去するには溶融ゾーンの温度を 1 450°C以上にすること、 還元鉄の歩 留り向上には下部に炭材の層を設けること、 そして、 還元鉄表面ガス雰 囲気を還元性雰囲気に調整することが重要であることが確認できた。 表 2における実験番号 1〜 3は、 低温の溶融ゾーン温度、 下層に炭材 99
1 7 を設けずに操業した場合 (比較例) の結果であるが、 この例はメタル回 収率は高いものの本発明の主目的であるスラグの分離は不十分であった。 実験番号 4〜 7は溶融ゾーン温度の影響をみた例 (本発明に従う適合例) であり 1 450°C以上でスラグ濃度が大幅に低下している。 また、 実験番号 8, 9は加熱時間の影響をみた例 (適合例) であり長時間ほどスラグ分 離が進む方向になっている。 実験番号 1 0は層表面の雰囲気を還元性雰囲 気にしたもので、 還元鉄歩留りの向上が著しい。 また、 実験番号 1 1, 1 2 は、 下部に炭材の層を設けない場合であり、 本発明の主目的であるスラ グの分離は達成されるものの、 還元鉄の歩留りは最適の条件に比較する とやや低い。 さらに、 実験番号 1 3〜1 6は炭材の種類をチヤ一、 コ一クス に変更した結果であるが石炭と同様の結果が得られた。
〈実施例 2〉
アルミナ系の耐火物を張り、 その表面をさらに粒状のアルミナ系耐火 物で覆った直径が 1. 2 mの移動炉床を備えた図 20に示すような構成にな る移動型炉床炉を用いて以下の要領に従い混合物の還元処理を行い、 耐 火物の損傷の有無、 鉄回収率について調査した。
図 20に示した炉においては、 加熱ゾーン (図 1 0参照) から排出装置 b に至るまでの間に冷却装置 1 3を配置して製品を冷却するにようにし、 そ の要部を図 1 5に示すように、 排出装置 bには上下動して還元鉄をスラグ とともに粉砕するカッター cと粉碎した還元鉄ゃスラグを外部へ引っ張 り出すアーム c , からなる破砕装置 1 8を配置した。 混合物の下に積み付 ける石炭チヤ一は、 原料装入口 1 9と徘出口 20との間にスクリューフィー ダ 2 1を備えるとともにガス回収口 22を設けた図 1 6に示したようなスクリ ユーフィーダ一式の予備乾留炉を使用して製造した。 移動型炉床炉から の排ガスは通常 1 1 50°C程度の温度であって、 この実施例では移動型炉化 炉からの排ガスを用いて予備乾留炉の加熱を行った。
還元処理を行う混台物および石炭チヤ一はその断面、 斜視図を図 1 7(a) (b)に示すように D= 800mm, Di =25mm、 D2 =40mmとして積み 付けた。 混合物として使用した粉鉄鉱石と粉固体還元材は篩い目 3 mm 以下に調整した。 また炉床に積み付ける石炭チヤ一も篩い目 3 mm以下 に調整した。 還元帯での炉温はパーナ一の燃焼制御で 1300°Cに制御した。 溶融ゾーンでの炉温はバーナーの燃焼制御で 1500°Cに制御した。 燃料は 粉固体還元材から発生する C 0ガスが主であるが、 補助燃料として天然 ガスを使用した。 炉内での滞留時間は炉床での回転速度によって 27分を 目標に制御した。
実施例に使用した鉱石の成分 (S i 〇2 , A 1 2 03 等の脈石分 7 % 以上を含有) を表 3に示し、 粉固体還元材の成分 (灰分 6〜11%程度) を表 4に示す。 副原料としてここでは石灰石を用いた。 実施条件を表 5 に、 また実施結果を表 6に示す。 なお表 5中の混合粉の欄において、 粉 固体還元材、 鉱石、 副原料の合計が 100%になる。 また脈石 +灰分とは、 混合粉に対する重量%であって、 脈石 +灰分の中には鉱石中の脈石、 固 体還元材の灰分の他に副原料 (石灰石) 中の C a Oも含んでいる。
実施番号 17〜 19は粉固体還元材として粉石炭を予備乾留した粉状石炭 チヤ一を用いた本発明に従う例である。 実施番号 I Ϊ〜 19においては何れ も炉床の耐火物の損傷もなく、 還元鉄が脈石、 灰分から除去された状態 で回収できた。 実施番号 20, 21は、 さらに予備乾留炉にて発生した可燃 性ガスを回収し、 回転炉床炉の高温部の加熱に用いた本発明に従う例で ある。 実施番号' 20, 21共に炉床の耐火物の損傷がなく、 還元鉄が脈石、 灰分灰分から除去された状態で回収できた。 またこの例では、 回転炉床 炉の排ガスを予備乾留炉での石炭加熱に用い、 予備乾留炉から発生する 可燃性ガスは回転炉床炉の高温部の加熱に用いた。 予備乾留炉から発生 する可燃性のガスは発熱量が大きく、 回転炉床炉の高温部分の加熱に用 いることができた。 特に実施番号 20, 21は実施番号 17〜 19と比較し、 補 助燃料として用いていた天然ガス使用量を削減することができ、 還元鉄 1 tあたりの入熱量をさらに削減することができることが確認できた。 実施番号 Π , 23は粉固体還元材として予備乾留をしない粉石炭を用い た例ある。 この例においては、 脈石、 灰分除去操作のため還元鉄、 灰分 を溶融させたところ、 一部の粉石炭が回転炉床上で乾留した際に、 層に 亀裂が生じたため、 その部分から溶融したスラグ、 溶融鉄が直接炉床の 粉状の耐火物と混合する部分もあった。 スラグ、 還元鉄と混合した粒状 耐火物を含めて炉外へ取り出すことによってスラグ、 還元鉄を回収する ことはできたものの、 粒状耐火物とスラグ、 還元鉄を分離するために炉 外での作業が必要であった。 表 1 2において実施番号 22, Πには、 石炭を 予備乾留したものを使用した場合に比べ、 還元処理の際に石炭の分解反 応が起こるため炉内の温度を一定値に保っための補助燃料の使用量が多 く必要であった。 粉石炭を粉固体還元材単体の層として用いると、 鉄鉱 石が還元される温度に達するまでの時間が石炭を予備乾留した場合に比 ベ、 長くかかり、 石炭を予備乾留した場合と同程度の鉄回収率を得るた めには、 鉄鉱石の炉内での滞留時間を長くすることが必要であって、 生 産性の面でも不利であることが確かめられた。
〈実施例 3〉
回転する直怪 2. 2 mの炉床と炉床上方にバーナーがあり、 それら全体 を炉体で覆った図 20に示す回転炉床炉を用い、 以下の操業を試験的に行 つた。 ここで図 20において、 1は上面にアルミナ系耐火物を張った回転 炉床、 bはスクリュー型の排出装置、 aは装入装置 (炉床への原料積み 付け装置) 、 2は炉体、 3はバーナーであり、 1 3は還元鉄を冷却して取 り出すために排出口前に設置した冷却器である。 供給口における原料の 積み付けは、 装入装置 aにより粉状鉄鉱石、 粉副原料および粉状固体還 元材などの原料を、 図 21〜24の原料積み付け方法の説明図に示すように 4種類の条件でそれぞれ回転炉床上に積み付けた。 図 2 1〜 24において、 7は粉状鉄鉱石および粉副原料と粉状固体還元材との混合粉、 6は粉状 固体還元材および 1は回転炉床である。
粉状鉄鉱石には脈石分 (S i〇2 , A 1 2 0 3 等) を 7 %以上含有す る表 3に示す成分組成のものを用い、 粉副原料には石灰石を用い、 そし て粉状固体還元材には灰分が 6〜 1 3 %含有する表 7に示す 4種類の成分 組成のものを用い、 これらは篩い目 3 mm以下に調整して用いた。 実験 条件と操業結果をまとめて表 8に示す。 なお表中の混合粉の項の脈石+ 灰分とは混合粉中の含有量であって、 粉状鉄鉱石の脈石、 粉状固体還元 材中の灰分のほか粉副原料 (石灰石) 中の C a〇分も含んでいる。 表 8において、 実験番号 24〜33は本発明の適合例である。 いずれの条 件においても炉床の耐火物の損傷がなく、 製品排出のトラブルもなく、 還元鉄の鉄回収率が 97. 4 %以上と脈石、 灰分が除去された状態で回収で きた。
一方、 実験番号 34〜35の比較例は図 23 (条件 3 ) の積み付け方法であ つて、 炉床の耐火物の上に直接混合粉が接する状態で積み付けられてい る。 このような状態の積み付けで、 脈石、 灰分除去操作のため還元鉄、 灰分を溶融させたところ、 スラグ、 溶融鉄が炉床の耐火物に溶着し、 耐 火物を浸食したとともに、 その後の冷却操作でスラグ、 溶融鉄が炉床の 耐火物にそのまま固着してしまい、 排出装置による製品の排出が不可能 になった。
また実験番号 36の比較例は図 24 (条件 4 ) の積み付け方法であって、 粉状固体還元材の単体の層の上全面に混合粉を層状に積み付けたもので ある。 この積み付けで脈石、 灰分除去操作のため還元鉄、 灰分を溶融さ せたところ、 スラグ、 溶融鉄がともに大きな板のような状態になり、 表 面張力の作用が自重に対して効力が低下するため、 一部の場所において 溶融鉄ゃスラグが粉状固体還元材の単体の層の下に潜り込み、 直接炉床 の耐火物に接触してしまった。 よって、 その部分の耐火物を浸食したと ともに、 その後の冷却操作でスラグ、 i'容融鉄が炉床の耐火物にそのまま 固着してしまい、 排出装置による製品の排出が不可能になった。
さらに実験番号 37の比較例は実験番号 36と同じ積み付け方法である。 この積み付けで、 還元鉄、 灰分を溶融させたところ、 運良く実験番号 35 のような粉状固体還元材の単体の層の下に溶融鉄ゃスラグが潜り込むよ うなことはなかったが、 冷却過程での収縮で部分的な割れはあるものの 冷却後のスラグ、 還元鉄は大きな板状であり、 その排出は困難であった ( なお本発明の変形例として、 図 25のような積み付け方法も考えられる t この場合、 排出口に出て来る冷却後のスラグ、 還元鉄は回転炉床の半径 方向に伸びた棒状になるため排出装置を図 26のような構造のものを用い ることが適していると考えられる。 図 26において、 1は回転炉床、 2は 炉体、 1 4はこの変形例の積み付けの際に使用する排出装置である。
r、d86/se - r—
if)
〇 鉱鉄石
〇 <
O M 〇
CM
<
CO
o oo oo
∞ oo
1
1
1
Π
%
Figure imgf000025_0001
層表面還元ガス濃度 = ( C 0 + H 2 ) / (C〇 + H2 +HZ 〇 + C〇2 ) X100
表 3 結晶水 T . F e F e 0 S i 02 A 1 2 03 C a 0 M g〇 P S
% % % % % % % % %
3. 25 62. 30 0. 11 4. 31 2. 60 0.04 0.05 0.075 0.014
表 4 揮発分 灰 分
% %
A \ 石炭チヤ一 1 3.0 10.4
B 一般炭 ! 44. δ 6.6
表 5 混 合 粉 粉固体還元材
実 単体の層
施 固体還元材 副原料 脈石
鉱 石 (石灰石) +灰分
A B A B mass % mass % mass % mass % mass % mass % mass %
17 17.7 75.3 7.0 10.9 100
18 17.4 75.6 7.0 11.3 100
19 18.8 81.2 7.6 100 0 17.5 1 D.5 7.0 ' 10.9 100
21 18.6 81.4 7.6 100
22 27 66 7.0 10.2 100
29. 1 70.9 ! 6.9 !00
表 6 製品還元鉄 回転炉床炉 実 炉床 入熱量 内の滞留 施 耐火物 鉄 脈石分 王 里 時間
の損傷 回収率
mass % mass % kg-DRI/hour Gcal/t-DRI rain
17 本発明例 98.5 0.1 127 5.57 27 18 本発明例 Iffi 98. 1 0. I 125 5.54 27 19 本発明例 ffi 97.8 0.2 130 5.60 27
20 本発明例 98.8 0.1 123 5.10 27 21 本発明例 is 97.4 0.2 129 5.08 27
22 比較例 有 96.6 0.2 107 6.55 32 23 比較例 有 95.9 0.2 104 6.62 32 (%) t
揮発分 灰分
A コークス 1.0 12.0
B 44.5 6.6 一 §炭
C ¾灰チヤ一 3.0 10.4
D 無煙炭 3.6 7.5
00 実 混 合 粉 粉伏固体還元材単体の層 積 炉 製 製品還元鉄 備考
¾ み 床 品
固体運元材 fit- χ- gil≡
ム a'i原科 脈 付 排 niw
つ け 火 出 . IHj :
-u
A B c D 石) A D n rし π u 条 物 卜 'Ι乂 77
件 の ラ
損 ブ
inass % mass % mass % ς ς mass % mass% mass % o lua s s mas s 傷 ル mas s %
4 17.4 75.6 7.0 11.3 !00 1 無 無 98.0 0. i 適合例
25 27. 1 65.9 7.0 10.3 100 1 i 無 Q7 8 n 9 ¾s合例
26 17.5 75.5 7.0 11.0 1 on 2 無 QQ Q Π
97 適合例
17.1 c /. u 1 50 2 無
') o 無
η 適合例
9.8 ί I. 1 ι. U 10.9 100 2 無 無 97.7 0.2 適合例
12.0 9.7 1 1 50 50 2 無 無 98.2 <0. 1 適合例
30 9.0 9.6 81.4 7.4 25 25 50 1 無 無 97.6 <0. 1 適合例
31 5.0 5.0 !0.6 79.4 7.7 25 25 50 1 無 無 98.7 0.2 適合例
3 5.0 5.0 9.1 73.9 7.0 10.6 25 25 25 25 1 無 無 97.4 0.3 適合例
33 5.0 5.0 5.0 4.2 73.8 7.0 10.8 100 1 無 無 99.0 0.1 適合例
34 17.4 75.6 7.0 11.3 3 有 有 比較例
35 29. 1 70.9 6.9 3 有 有 比較例
36 17.5 75.5 7.0 11.0 50 50 4 有 比較例
37 18.4 81. 6 7. 2 100 4 無 有 比較例
産業上の利用可能性
本発明によれば、 移動型炉床炉において還元鉄から効率よくスラグを 分離することができるので、 次工程の電気炉での石灰原単位、 電力原単 位を低下させることが可能であり、 同時に、 高脈石、 高灰分という最も 埋蔵量が多く、 安価な鉱石、 石炭を使用できるという利点がある。
また本発明では炭材として石炭チヤ一を用いることで更に生産性の向 上、 またチヤ一製造時の乾留ガスを燃料として用いることで使用エネル ギ一の低減も図れる。
また本発明は移動型炉化炉での鉄鉱石の還元において、 炉床上に粉固 体還元材を介して、 炉床に直接接触しないように粉鉄鉱石と粉固体還元 材とを含む混合粉を小区画化して点在させ、 還元された還元鉄を炉床上 で溶融させるものであり、 この発明によれば簡便な設備を用いながらも、 設備を損傷させることなく、 また、 円滑な操業も確保しながら、 脈石、 灰分の混入がない還元鉄を得ることができる。

Claims

請 求 の 範 囲
1 . 粉状鉄鉱石などの酸化物と粉状固体還元材の混合物からなる層を 水平に移動する炉床に積み付け、 炉床上部より輻射伝熱によって酸化物 の還元処理を行うに当たり、
還元処理して得た生成物をその排出口に至るまでの間で溶融し、 還元 生成物中のスラグ分を凝集、 分離することを特徴とする移動型炉床炉の 操業方法。
2 . 移動型炉床が回転型炉床であることを特徴とする請求項 1記載の 移動型炉床炉の操業方法。
3 . 還元生成物と接する気相の酸素分圧を還元性雰囲気に調整するこ とを特徴とする請求項 1または 2記載の移動型炉床炉の操業方法。
4 . 混合物の層とは異なる層を積み付けることを特徴とする請求項 1 または 2記載の移動型炉床炉の操業方法。
5 . 混合物の層とは異なる層が炭材の層であることを特徴とする請求 項 4記載の移動型炉床炉の操業方法。
6 . 混合物の層を炉床に積み付けるに先立ち、 まず粉状石炭チヤ一を 積み付け、 混合物の還元処理にて得られた生成物を炉床の上で少なくと も一度は溶融させることを特徴とする請求項 5記載の移動型炉床炉の操 業方法。
7 . 石炭の予備乾留により粉状石炭チヤ一を製造する際に発生する乾 留ガスを移動型炉床炉の加熱燃料として使用することを特徴とする請求 項 6記載の移動型炉床炉の操業方法。
8 . 粉鉄鉱石と粉状固体還元材との混合粉または粉鉄鉱石および粉副 原料と粉状固体還元材との混合粉を該炉床上に、 粉状固体還元材を介し て炉床に直接接触しないように小区画化して点在させ、 還元された還元 鉄を該炉床上で少なくとも一度は溶融させることを特徴とする請求項 5 記載の移動型炉床炉の操業方法。 -
9 . 粉状固体還元材が、 石炭チヤ一、 コ一クス、 一般炭または無煙炭 のうちから選ばれる 1種または 2種以上の混合粉であることを特徴とす る請求項 8記載の移動型炉床炉の操業方法。
10. 粉状鉱石等の酸化物と粉状固体還元材の混合物からなる層を載置 して移動させその間に層の予熱、 還元を行う炉床と、 この炉床を取り囲 みその内側上部にバーナーを備えた炉体からなる移動型炉床炉であって、 この炉床炉は、 還元処理を終えた生成物を排出する排出口に至るまで の領域に該生成物を溶融してその中に存在するスラグ分を凝集、 分離す る溶融ゾーンを有することを特徴とする移動型炉床炉。
1 1 . 移動型炉床が回転型炉床であることを特徴とする請求項 10記載の 移動型炉床炉。
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