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WO2013073471A1 - 還元鉄とスラグの混合物の製造方法 - Google Patents

還元鉄とスラグの混合物の製造方法 Download PDF

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Publication number
WO2013073471A1
WO2013073471A1 PCT/JP2012/079131 JP2012079131W WO2013073471A1 WO 2013073471 A1 WO2013073471 A1 WO 2013073471A1 JP 2012079131 W JP2012079131 W JP 2012079131W WO 2013073471 A1 WO2013073471 A1 WO 2013073471A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
agglomerate
iron
sio
cao
temperature
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/JP2012/079131
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
日野　光兀
杉山　健
田中　英年
小林　勲
浦上　昭
卓也 根上
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.)
Kobe Steel Ltd
Original Assignee
Kobe Steel Ltd
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 to UAA201406839A priority Critical patent/UA109508C2/ru
Application filed by Kobe Steel Ltd filed Critical Kobe Steel Ltd
Priority to CN201280054953.5A priority patent/CN103917668A/zh
Priority to RU2014124706/02A priority patent/RU2014124706A/ru
Publication of WO2013073471A1 publication Critical patent/WO2013073471A1/ja
Anticipated expiration legal-status Critical
Ceased legal-status Critical Current

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    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/10—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14—Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • C22B1/24—Binding; Briquetting ; Granulating
    • C22B1/242—Binding; Briquetting ; Granulating with binders
    • C22B1/244—Binding; Briquetting ; Granulating with binders organic
    • Y—GENERAL 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
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/10—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
    • Y02P10/134—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen

Definitions

  • the present invention relates to a method for producing a mixture of reduced iron and slag by heating an agglomerate containing an iron oxide-containing substance and a carbonaceous material.
  • a method of heating a fired pellet containing iron ore to about 1000 ° C. in a shaft furnace and reducing iron oxide contained in the fired pellet with a reducing gas (2)
  • the agglomerate obtained by mixing and agglomerating carbonaceous material (solid reducing material) and iron ore is supplied to a moving hearth furnace (rotary hearth) and heated at about 1300 ° C.
  • Patent Documents 1 to 4 As such a method for producing reduced iron, for example, the techniques of Patent Documents 1 to 4 are known.
  • Patent Document 1 describes that iron ore is directly reduced and pulverized, iron and gangue are separated, and then both are further pulverized to recover iron from each.
  • CO gas or H 2 gas can be used as the reducing gas
  • the heating temperature should be 700-1200 ° C
  • the crushing can use a roll crusher or the like that can extend metallic iron into pieces
  • separation of iron and gangue Describes the combination of separation with a 20 mesh sieve and magnetic separation.
  • Patent Document 2 a mixture containing an iron raw material and coal is heated and reduced in a high-temperature atmosphere, the obtained reduced iron is pulverized, and then the particle size is selected with a predetermined particle size as a boundary. .
  • the particle size sorter separates and sorts the particles into particles having an average particle size exceeding 100 ⁇ m and particles having an average particle size of 100 ⁇ m or less.
  • Reduced iron particles having an average particle size of 100 ⁇ m or less are separated into strong magnetic particles containing a large amount of iron and weak magnetic particles having a small amount of iron by magnetic force, and reduced iron particles exceeding the predetermined particle size subjected to particle size selection,
  • the ferromagnetic deposit particles are used as reduced iron.
  • weakly magnetized particles are low in iron content and high in slag content, so they are reused as cement or asphalt. Therefore, in the said patent document 2, it does not consider at all about isolate
  • Patent Document 3 a carbon-containing pellet composed of a plurality of types of dust and carbon material is produced, and this is subjected to reduction treatment at a temperature of 1250 to 1350 ° C. in a rotary hearth-type firing furnace, The dust inside the pellets is reduced by the carbonaceous material, and the metallic iron particles aggregated by the intra-granular mass transfer are metallically separated from the low melting point slag containing FeO generated from the dust gangue using the action of metallic separation.
  • a method for producing high-grade reduced iron from iron-making dust that extracts iron particles to produce high-grade granular reduced iron is described.
  • Patent Document 4 the basicity (CaO / SiO 2 ratio) of all slag-forming components contained in the raw material including slag-forming components such as gangue components contained in iron ore and the like is 0.6 to It is disclosed to be 1.8.
  • basicity is adjusted in order to reduce content of sulfur [S] in granular metallic iron, and basicity and an agglomerate are not melted completely in this literature. The relationship between the molten state of the slag in the state is not described at all.
  • the iron ore contains gangue.
  • the gangue is a component other than minerals containing useful metals among the components that make up iron ore (crude ore) mined in the mine, and is usually an oxide such as Al 2 O 3 or SiO 2. It is configured. If low grade iron ore with a large amount of gangue is used, the following problems are likely to occur. That is, when low-grade iron ore is used in the above method (1), the amount of slag produced when the calcined pellets are reduced increases, but metal iron and slag are not separated during the reduction process. Slag remains. Therefore, as the iron ore, high-grade iron ore with a small amount of gangue is preferably used.
  • the reduced iron obtained by the above methods (1) to (3) can be used, for example, as a raw material for electric furnace refining, but it is required that the amount of gangue brought into the electric furnace simultaneously is small. This is because if the amount of gangue increases, a large amount of slag is generated during refining of the electric furnace, and the energy required for refining increases.
  • the SiO 2 component is the most common and the most common gangue component, but the amount of SiO 2 contained in the iron source used as the raw material for the electric furnace refining is 6% by mass. It is limited to the following (preferably 3.7% by mass or less).
  • the world's steel production is on the rise, and the supply of high-grade iron ore may be insufficient. There are concerns. Therefore, development of a method using a low-grade iron ore having a large SiO 2 content (for example, an iron ore having a SiO 2 content of 6% by mass or more) is desired.
  • the present invention has been made by paying attention to the above-described circumstances, and the purpose thereof is to reduce iron and slag of reduced iron and slag obtained in a semi-molten state in which all of the agglomerates are not completely melted.
  • the object is to provide a technique for improving the separability.
  • Another object of the present invention is to provide a method for producing reduced-grade iron that can be used in conventional iron-making methods such as the electric furnace method even when low-grade iron ore containing 6 mass% or more of SiO 2 is used. It is to provide.
  • the method for producing a mixture of reduced iron and slag according to the present invention that has been able to solve the above-mentioned problem is a process of agglomerating a raw material mixture in which a melting point modifier is further blended with an iron oxide-containing substance and a carbonaceous material,
  • the present invention has a gist in that a part of the obtained agglomerate is heated so as to melt, and the step of reducing iron oxide contained in the agglomerate is included in this order.
  • the above-described problem is a step of agglomerating a raw material mixture in which a melting point modifier is further blended with an iron oxide-containing substance and a carbon material, and a temperature at which a part of the obtained agglomerate melts,
  • a mixture of reduced iron and slag having the gist of including in this order the step of reducing the iron oxide contained in the agglomerate by heating the agglomerate below the temperature at which it completely melts This can also be achieved by this manufacturing method.
  • the amount of CaO supply substance to be blended as the melting point adjusting agent is adjusted, and the slag basicity [CaO / SiO 2 ] determined from the CaO amount and SiO 2 amount in the agglomerate is 0.2 or more. , It is preferable to control within a range of less than 0.9.
  • the CaO feed material for example, CaO, Ca (OH) 2, and it is preferable to blend at least one selected from the group consisting of CaCO 3.
  • the melting amount of the gangue contained in the agglomerate at a temperature subtracted 100 ° C. from the maximum temperature when the agglomerate is heated by adjusting the blending amount of the melting point adjusting agent is 50% by mass or more. It is preferable that The melting amount of the gangue may be determined based on the amounts of the three components CaO, SiO 2 , and Al 2 O 3 contained in the agglomerate. When the gangue contains MgO, the melting amount of the gangue is determined based on the amounts of the four components CaO, SiO 2 , Al 2 O 3 and MgO contained in the agglomerate. That's fine.
  • the agglomerate is heated to a temperature at which the melting amount of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide contained in the agglomerate is 50% by mass or more of the ternary oxide amount. It is preferable to carry out at the temperature which added ° C.
  • the heating of the agglomerate causes the amount of melting of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide contained in the agglomerate to It is preferable to carry out at the temperature which added 100 degreeC to the temperature used as 50 mass% or more of the amount of original system oxides.
  • the agglomerate is preferably heated at 1200 to 1450 ° C., for example.
  • iron ore containing 6% by mass or more of SiO 2 can be suitably used as the iron oxide-containing substance.
  • SiO 2 is blended in the iron ore, and the amount of SiO 2 contained in the mixture of the high-grade iron ore and SiO 2 It can also be suitably carried out by adding SiO 2 from the outside so that the total amount becomes 6 mass% or more.
  • the iron oxide-containing substance and the carbonaceous material are further mixed with a melting point modifier (except for those that affect the melting point of iron), and then a part of the agglomerate melts and does not melt completely.
  • a melting point modifier except for those that affect the melting point of iron
  • the blending amount of the melting point adjusting agent is adjusted so that the melting amount of the gangue contained in the agglomerate is not less than a predetermined amount, or (b ) Melt amount of CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide contained in the agglomerate (when the agglomerate contains MgO, CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxidation)
  • the agglomerate is heated, so that, for example, low-grade iron ore that has not been normally used conventionally (for example, iron ore containing 6% by mass or more of SiO 2) Etc.) can also be used to produce reduced iron.
  • FIG. 1 shows the melting temperature L. of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide from the heating temperature T.
  • Melting temperature of T or CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide 4 is a graph showing a relationship between a value obtained by subtracting T (TLT) and a non-magnetization rate.
  • FIG. 2 shows the melting amount of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide at a temperature lower than the heating temperature T by 100 ° C. (T-100 ° C.) or the temperature lower than the heating temperature T by 100 ° C. (T-100 ° C.). Is a graph showing the relationship between the melting amount of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide in FIG.
  • the inventors of the present invention have obtained a mixture of reduced iron and slag obtained by heating an agglomerate containing an iron oxide-containing substance and a carbonaceous material so that part of the agglomerate is melted and not melted.
  • intensive studies have been made.
  • a melting point adjuster is further added to the mixture of iron oxide-containing material and carbonaceous material, the separability when reducing pellets obtained by heating the agglomerates into reduced iron and slag is improved.
  • the present invention has been completed by finding out what can be done.
  • the present inventors have better separated reduced iron and slag (derived from the gangue component) (A) When the heating temperature for heating the agglomerate is determined, the maximum temperature for heating the agglomerate is adjusted by adjusting the blending amount of the melting point adjusting agent (for example, CaO supply substance).
  • the melting amount of the gangue component contained in the agglomerate at a temperature subtracted by 100 ° C. is 50 mass% or more, or (b) the agglomerate is added to the CaO—SiO 2 contained in the agglomerate. It has also been clarified that heating may be performed at a temperature obtained by adding 100 ° C.
  • the melting amount of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide contained in the agglomerate is the amount of the quaternary oxide. It was also clarified that heating should be performed at a temperature obtained by adding 100 ° C. to a temperature of 50% by mass or more.
  • the present inventors use, as a raw material, a low-grade iron ore (for example, an iron ore containing 6% by mass or more of SiO 2 ) that has been rarely used as the iron oxide-containing substance.
  • a raw material mixture containing low-grade iron ore, carbonaceous material, and a melting point adjuster was used to prepare an agglomerate that was agglomerated after the CaO / SiO 2 ratio was adjusted to a predetermined range.
  • Reduced iron and slag are mixed by heating and reducing the product to a partially molten state, but these must be separable reduced pellets.
  • this reduced pellet can fully isolate
  • the manufacturing method of the mixture of reduced iron and slag according to the present invention will be described.
  • a step of agglomerating a raw material mixture in which a melting point modifier is further blended with an iron oxide-containing substance and a carbonaceous material (hereinafter referred to as an agglomeration step)
  • a heating step a step of heating so that a part of the obtained agglomerate melts and reducing iron oxide contained in the agglomerate.
  • the iron oxide contained in the agglomerate is heated by heating the agglomerate at a temperature equal to or higher than a temperature at which a part of the obtained agglomerate melts and less than a temperature at which it completely melts. It can be reduced.
  • the above melting point modifier means a substance that affects the melting point of components (particularly gangue) other than iron oxide contained in the agglomerate, excluding substances that affect the melting point of iron. That is, by blending a melting point modifier as the raw material mixture, the melting point of components (particularly gangue) other than iron oxide contained in the agglomerate is affected, and for example, the melting point can be lowered. Thereby, melting of the gangue component is promoted to form molten slag. At this time, a part of the iron oxide is dissolved in the molten slag and reduced in the molten slag to become metallic iron.
  • the metallic iron produced in the molten slag is agglomerated as solid reduced iron by coming into contact with the metallic iron reduced in the solid state. Thus, in the present invention, a mixture of reduced iron and slag is obtained.
  • the melting point adjusting agent it is preferable to use one containing at least a CaO supply substance.
  • the CaO supply substance include at least one selected from the group consisting of CaO (quick lime), Ca (OH) 2 (slaked lime), CaCO 3 (limestone), and CaMg (CO 3 ) 2 (dolomite). It is preferable to do.
  • the melting point adjusting agent only the CaO supply substance may be used, or in addition to the CaO supply substance, for example, an MgO supply substance, an Al 2 O 3 supply substance, a SiO 2 supply substance, or the like can be used. .
  • MgO, Al 2 O 3 , and SiO 2 are also substances that affect the melting point of components (particularly gangue) other than iron oxide contained in the agglomerate, similar to CaO.
  • the MgO supply substance it is preferable to blend at least one selected from the group consisting of MgO powder, Mg-containing substance extracted from natural ore or seawater, and MgCO 3 , for example.
  • Al 2 O 3 supply substance for example, Al 2 O 3 powder, bauxite, boehmite, gibbsite, diaspore and the like are preferably blended.
  • SiO 2 supply substance for example, SiO 2 powder or silica sand can be used.
  • the amount of CaO supply substance to be blended in the agglomerate is adjusted, and the basicity of slag (CaO / C) obtained from the CaO amount (% by mass) and the SiO 2 amount (% by mass) in the agglomerate.
  • SiO 2 of 0.2 or more, it is preferable to adjust such that the range of less than 0.9.
  • gangue contained in the agglomerate in particular, CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide or CaO—SiO 2 —Al 2 O 3).
  • the melting point of (MgO quaternary oxide) can be lowered.
  • the basicity of the slag is more preferably 0.3 or more, and still more preferably 0.35 or more.
  • the basicity of the slag is more preferably 0.8 or less, and still more preferably 0.5 or less.
  • iron oxide-containing substance for example, iron ore, iron sand, iron-making dust, non-ferrous refining residue, iron-making waste, and the like can be used.
  • low-grade iron ore that has not been conventionally used.
  • low-grade iron ore that contains SiO 2 more than 6 wt% (hereinafter sometimes referred to as high SiO 2 content iron ore.) was prepared, and the high SiO 2 content of iron ore and carbonaceous material and the melting point adjusting
  • the raw material mixture containing the agent may be agglomerated to produce an agglomerate.
  • the ash content in the carbonaceous material and the melting point modifier are used as a flux to partially produce molten slag in the agglomerate.
  • agglomeration of reduced iron can be achieved, and reduced iron can be produced in a short time. That is, when heating an agglomerate containing low-grade iron ore, carbonaceous material, and a melting point modifier as in the present invention, the FeO remains even if FeO—SiO 2 -based molten slag is generated in the agglomerate. It reacts with the carbon contained in the nearby carbonaceous material, and reduced iron is quickly produced. Therefore, in the agglomerate, reduced iron and gangue such as SiO 2 are generated separately, so even if reduced iron and slag are mixed, the gangue is easily crushed by crushing them. It can be separated into reduced iron and slag (gangue component). Therefore, conventionally, the high SiO 2 content iron ore has not been used as a commercial iron ore because of the high content of gangue, but according to the present invention, the high SiO 2 content iron ore is used as an iron source. be able to.
  • reduced iron can also be produced by a method of reducing calcined pellets containing iron ore with a reducing gas in a shaft furnace at about 1000 ° C. as in the method (1) listed in the column of the prior art.
  • reducing with reducing gas at a high temperature exceeding 1200 ° C. FeO—SiO 2 -based molten slag is generated in the fired pellets, and the progress of the reduction is stagnant. Therefore, the heating temperature needs to be 1200 ° C. or less.
  • the heating is performed at 1200 ° C. or less, the reduced iron and the gangue are difficult to be pulverized and separated because the agglomeration of the reduced iron becomes insufficient even if the heating time is increased.
  • the high SiO 2 content iron ore may be prepared iron ores containing SiO 2 or 6 wt%, iron ore, as gangue non SiO 2, usually containing Al 2 O 3 or the like is doing.
  • high-grade iron ore having a SiO 2 content of less than 6% by mass can also be used.
  • blending SiO 2 in the high-quality iron ore, as SiO 2 content in the mixture of iron ore and SiO 2 becomes 6 mass% or more in total, by adding a SiO 2 from the outside That's fine.
  • coal or coke can be used as the carbon material.
  • the said carbon material should just contain the fixed carbon of the quantity which can reduce the iron oxide contained in the said iron oxide containing substance.
  • the iron oxide contained in the iron oxide-containing substance may be contained in a range of ⁇ 5% with respect to the amount of fixed carbon that can be reduced.
  • the agglomerate may contain a binder or the like as a component other than the iron oxide-containing substance, the carbonaceous material, and the melting point modifier.
  • a binder for example, polysaccharides (for example, starch such as corn starch and wheat flour) can be used.
  • the iron oxide-containing substance, carbonaceous material, and melting point modifier are preferably pulverized in advance before mixing.
  • the iron oxide-containing substance has an average particle diameter of 10 to 60 ⁇ m
  • the carbonaceous material has an average particle diameter of 10 to 60 ⁇ m
  • the melting point adjuster has an average particle diameter of 5 to 90 ⁇ m, for example. It is recommended to grind.
  • the method of pulverizing the iron oxide-containing substance or the like is not particularly limited, and a known method can be adopted.
  • a vibration mill, a roll crusher, a ball mill, or the like may be used.
  • a rotating container mixer or a fixed container mixer can be used.
  • a rotary container type mixer for example, a rotary cylinder type, double cone type, V type mixer or the like can be used.
  • a fixed container mixer for example, a mixer provided with rotating blades (for example, a bowl) in a mixing tank can be used.
  • Examples of the agglomerating machine for agglomerating the raw material mixture include a plate granulator (disk granulator), a drum granulator (cylindrical granulator), and a twin roll briquette molding machine. Can be used.
  • the shape of the agglomerate is not particularly limited, and may be, for example, a lump shape, a granular shape, a briquette shape, a pellet shape, a rod shape, or the like, preferably a pellet shape or a briquette shape.
  • a magnetic beneficiation method and a flotation method are known as a method of beneficiating the iron ore having a small SiO 2 content from the high SiO 2 -containing iron ore.
  • Magnetic separation is a method in which magnetic iron oxide and non-magnetic gangue components are separated by magnetic force, but it is necessary that iron oxide and gangue are separated from each other.
  • the flotation method is a method in which a high SiO 2 -containing iron ore is finely pulverized and made into a slime, and then a foaming agent is added to float and separate the iron ore.
  • the flotation method has a high processing cost, and large-scale use for iron ore has not progressed.
  • Heating process it is important to heat so that a part of the agglomerate obtained in the agglomeration step is melted to reduce iron oxide contained in the agglomerate. That is, it is important to heat the agglomerate at a temperature equal to or higher than the temperature at which a part of the agglomerate melts and less than the temperature at which it completely melts. Specifically, if the agglomerate is supplied to a heating furnace and heated in a temperature range of, for example, 1200 to 1450 ° C., iron oxide contained in the agglomerate is reduced with a carbon material to produce reduced iron. Good.
  • This temperature range is a temperature at which a part of the components is melted in the agglomerate, but there is almost no oozing out of the melt, and the agglomerate is maintained and the whole agglomerate is not melted. By heating in this temperature range, reduced pellets in which reduced iron and slag resulting from gangue are mixed are obtained.
  • the heating of the agglomerate is such that the melting amount of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide contained in the agglomerate is 50% by mass or more of the amount of the ternary oxide. It is preferable to carry out at the temperature which added 100 degreeC to the temperature which becomes. That is, when the component composition of the agglomerate is determined, the melting amount of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide contained in the agglomerate is 50 mass of the ternary oxide amount.
  • the temperature t that is at least% is obtained by calculation, and the agglomerate may be heated at a temperature equal to or higher than a temperature obtained by adding 100 ° C.
  • the melting amount of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide contained in the agglomerate is 50% of the quaternary oxide amount. It is preferable to carry out at the temperature which added 100 degreeC to the temperature used as the mass% or more. That is, when the component composition of the agglomerate is determined, the melting amount of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide contained in the agglomerate is the amount of the quaternary oxide amount.
  • the temperature t that is 50% by mass or more is obtained by calculation, and the agglomerate may be heated at a temperature equal to or higher than a temperature (t + 100 ° C.) that is 100 ° C. added to the temperature t.
  • the melting amount of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide or CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide can be calculated using thermodynamic database software.
  • FactSage 6.2 Thermanfact and GTT-Technologies
  • thermodynamic databases FAST53 and FToxide were used.
  • the heating furnace a known furnace may be used, for example, a moving hearth type heating furnace may be used.
  • the moving hearth type heating furnace is a heating furnace in which the hearth moves in the furnace like a belt conveyor, and specifically, a rotary hearth furnace can be exemplified.
  • the rotary hearth furnace is designed in a circular shape (donut shape) so that the start point and end point of the hearth are in the same position, and the agglomerate supplied on the hearth is Is reduced by heating to make reduced iron.
  • the rotary hearth furnace is provided with charging means for supplying the agglomerate into the furnace on the most upstream side in the rotation direction, and the most downstream side in the rotation direction (since it is a rotating structure, Discharging means is provided immediately upstream of the means).
  • the average particle diameter of the reduced iron particles inside the reduced agglomerate obtained in the present invention is about 1 ⁇ m to 3 mm.
  • the average particle diameter of the granular metal iron obtained by completely melting the agglomerate in the furnace as in the methods (2) and (3) listed in the prior art column is about 8 mm or more. .
  • the reduced pellets obtained in the above heating step may be pulverized, separated into reduced iron and slag by magnetic separation, and recovered respectively.
  • a method of pulverizing the reduced pellets a known method can be adopted, and for example, a vibration mill, a roll crusher, a ball mill, a roller mill, or the like may be used.
  • the heating step when the maximum temperature when heating the agglomerate is T (° C.), melting of gangue contained in the agglomerate at a temperature subtracted 100 ° C. from this temperature T It is preferable to adjust the blending amount of the melting point adjusting agent so that the amount is 50% by mass or more of the gangue. That is, when the heating temperature of the agglomerate is determined, it is preferable to previously adjust the melting point of the component contained in the agglomerate using a melting point adjusting agent so that the amount of melting during heating is increased. . And when the agglomerate is heated, the gangue at a temperature subtracted 100 ° C.
  • the melting amount of the gangue component is determined based on the amount of the three components of CaO, SiO 2 , and Al 2 O 3 among the gangue components contained in the agglomerate, or the agglomeration
  • the product contains MgO, it may be determined based on the amounts of the four components of CaO, SiO 2 , Al 2 O 3 , and MgO.
  • Example 1 Agglomerating a raw material mixture containing a carbonaceous material, a melting point adjusting agent, and iron ore K having the composition shown in Table 1 below, heating the obtained agglomerate in an electric furnace, and pulverizing the resulting reduced pellets; The pulverized product was separated by magnetic separation to produce reduced iron.
  • the addition of SiO 2 iron ore K was prepared to simulate different iron ore of SiO 2 amount, SiO 2 content in the iron ore investigated the effect on the recovery of reduced iron It was.
  • the iron ore K does not contain CaO.
  • the recovery rate of reduced iron is used as a parameter
  • the iron ore K shown in Table 1 below contains SiO 2 and Al 2 O 3 , and the amount of SiO 2 is 2.78% by mass, so it is generally called a high-grade iron ore. . T. T. Fe means the total amount of iron.
  • This iron ore K was added SiO 2, was prepared to simulate different iron ore a ⁇ c of SiO 2 amount.
  • the component compositions of the prepared iron ores a to c are shown in Table 2 below.
  • the iron ore a shown in Table 2 below is an example prepared by adding 6.2% by mass of SiO 2 to the whole agglomerate, and the iron ore b shown in Table 2 below is prepared on the whole agglomerate.
  • iron ore c shown in Table 2 below is prepared by adding 6.2% by mass of SiO 2 to the whole agglomerate.
  • the iron ores a and c shown in Table 2 below each simulate a low-grade iron ore, and the iron ore b simulates a high-grade iron ore.
  • the carbonaceous material was blended with a carbonaceous material having ⁇ 2% fixed carbon with respect to the number of moles of oxygen bound as iron oxide contained in iron ore.
  • limestone (CaCO 3 ) and silica stone were blended.
  • wheat flour was blended.
  • Table 3 below shows the component composition of the agglomerate after drying.
  • T.M. C represents the total carbon content
  • CaO / SiO 2 represents the basicity
  • CaO + SiO 2 + Al 2 O 3 means the amount of gangue.
  • the obtained agglomerate was charged into an electric furnace and heated for 18 minutes to reduce iron oxide contained in the agglomerate to produce reduced iron. At this time, slag was by-produced.
  • the obtained reduced pellets were pulverized so as to have a diameter of 3 mm or less using a vibration mill, and then magnetically separated using a magnet.
  • a 2000 gauss magnet was used, the magnetic force at the sample position was adjusted from 200 gauss to 500 gauss, and a method of repeated magnetizing operation was adopted.
  • Table 4 below shows the component compositions of the magnetically adsorbed material and the non-magnetically adsorbed material obtained by magnetic separation.
  • M.M. Fe indicates the amount of metallic iron.
  • Table 4 below also shows an average value (indicated as “before magnetic separation” in Table 4) corresponding to the components of the pulverized product before magnetic separation.
  • the value of “Before Magnetic Selection” shown in Table 4 is a component value (weighted average) obtained by multiplying the mass ratio of the magnetized material and the non-magnetized material by the amount of each component.
  • Fe recovery rate of the magnetized material and the Fe recovery rate of the non-magnetized material are calculated by the following equations.
  • Fe recovery rate of magnetic deposit (%) [ratio of magnetic deposit (%)] ⁇ [T. Fe (%)] / [average T.E. Fe (%)]
  • Fe recovery rate of non-magnetized material (%) [ratio of non-magnetized material (%)] ⁇ [T. Fe (%)] / [average T.E. Fe (%)]
  • Example 2 The raw material mixture containing the carbonaceous material, the melting point adjusting agent, and iron ore L having the composition shown in Table 6 below is agglomerated, the obtained agglomerate is heated in an electric furnace, and the resulting reduced pellets are pulverized. Then, the pulverized product was separated by magnetic separation to produce reduced iron.
  • Experimental Example 2 the influence of the slag basicity of the agglomerate and the heating temperature in the electric furnace on the amount of SiO 2 contained in the magnetic deposit after the magnetic separation was investigated.
  • the iron ore L shown in Table 6 below has a large amount of SiO 2 as 8.61% by mass, but other gangue amounts are small (CaO amount is 0.22% by mass, Al 2 O 3 amount is 0). 0.03 mass%). Further, this iron ore L has a large amount of FeO of 25.63% by mass, and is generally called a magnetite ore.
  • Iron ore L, carbonaceous material, melting point modifier, and binder shown in Table 6 below were mixed, and agglomerates ⁇ and ⁇ having a diameter of 19 mm were produced by rolling granulation.
  • the carbonaceous material was blended with carbonaceous material having ⁇ 2% fixed carbon with respect to the amount of oxygen bound as iron oxide contained in iron ore L.
  • the basicity of the slag of the agglomerate was adjusted by blending limestone (CaCO 3 ) and silica stone as the melting point modifier.
  • As the binder as in Experimental Example 1, wheat flour was blended. Table 7 below shows the component composition of the agglomerated product after drying.
  • the obtained agglomerate was charged into an electric furnace and heated for 18 minutes to reduce iron oxide contained in the agglomerate, thereby producing reduced pellets containing reduced iron and slag.
  • the temperature T in the electric furnace was 1300 ° C. or 1350 ° C., and the inside of the electric furnace was adjusted to an N 2 gas atmosphere.
  • the obtained reduced pellets were pulverized so as to have a diameter of 3 mm or less in the same manner as in Experimental Example 1, and then magnetically separated using a magnet.
  • Table 8 below shows the component composition of the magnetically and non-magnetically obtained materials obtained by magnetic separation.
  • Table 8 below also shows an average value (indicated as “before magnetic separation” in Table 8) corresponding to the components of the pulverized product before magnetic separation.
  • the value of “Before magnetic selection” shown in Table 8 is a component value (weighted average) obtained by multiplying the mass ratio of the magnetized material and the non-magnetized material by the amount of each component.
  • the pulverized product of the pellets can be separated by magnetic separation into a magnetized product (mainly reduced iron) and a non-magnetic product (mainly slag).
  • a magnetized product mainly reduced iron
  • a non-magnetic product mainly slag
  • the raw material mixture containing the carbonaceous material, the melting point adjusting agent, and the iron ore a used in Experimental Example 1 or the iron ore L used in Experimental Example 2 was agglomerated, and the obtained agglomerate was heated in an electric furnace.
  • the obtained reduced pellets were pulverized and the pulverized product was magnetically separated to produce reduced iron.
  • CaO, SiO 2 , Al 2 O 3 , or MgO was added to iron ore a or iron ore L to prepare agglomerates having different gangue amounts.
  • the iron ore a used in Experimental Example 1 or the iron ore L used in Experimental Example 2 the carbonaceous material, the melting point adjusting agent, and the binder were mixed, and an agglomerate having a diameter of 19 mm was produced by rolling granulation.
  • the carbonaceous material was blended with a carbonaceous material having ⁇ 2% of fixed carbon with respect to the amount of oxygen bound as iron oxide contained in iron ore.
  • As the melting point adjusting agent limestone (CaCO 3 ) and silica stone were blended.
  • the binder as in Experimental Example 1, wheat flour was blended. Table 10 below shows the component composition when the total of CaO, SiO 2 , Al 2 O 3 , and MgO is 100% of the component composition of the agglomerated material after drying.
  • the CaO—SiO 2 —Al 2 O contained in the agglomerate is based on the amounts of CaO, SiO 2 and Al 2 O 3 contained in the agglomerate after drying.
  • 3 Melting temperature of ternary oxide T is calculated using thermodynamic database software (“FactSage”) and is shown together in Table 10 below.
  • the CaO—SiO 2 —Al 2 O contained in the agglomerate is based on the amounts of CaO, SiO 2 , Al 2 O 3 and MgO contained in the agglomerate after drying.
  • 3 -MgO quaternary oxide melting temperature T is calculated using the thermodynamic database software and is shown in Table 10 below.
  • the obtained agglomerate was charged into an electric furnace and heated for 18 minutes to reduce iron oxide contained in the agglomerate, thereby producing reduced pellets containing reduced iron and slag.
  • the temperature in the electric furnace was 1300 ° C or 1350 ° C.
  • the atmosphere in the electric furnace was No. 1 using iron ore a.
  • Nos. 7 to 9 were N 2 gas atmosphere (N 2 gas 100% by volume), and No. 7 using iron ore L was used.
  • the melting temperature of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide is calculated from the heating temperature T in the electric furnace.
  • the melting temperature of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide is calculated from the value obtained by subtracting T (TLT) or the heating temperature T in the electric furnace. A value obtained by subtracting T (TLT) was calculated and is shown together in Table 10 below. TL.
  • T is a negative value
  • the melting temperature L. of CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide is shown. Melting temperature of T or CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide It means heating at a temperature below T.
  • the melting amount of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide was calculated using the above “FactSage”. The results are also shown in Table 10 below. In Table 10 below, as a reference value, the melting amount of CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide at a temperature 50 ° C. lower than the heating temperature T (T-50 ° C.) or the heating temperature T to 50 ° C. The calculation result of the melting amount of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide at a temperature below T ° C. (T-50 ° C.) is also shown.
  • the obtained reduced pellets were pulverized so as to have a diameter of 3 mm or less using a ball mill and a vibration mill in the same manner as in Experimental Example 1, and then magnetically separated using a magnet.
  • Table 10 shows the ratio of non-magnetized substances (non-magnetization ratio) obtained by magnetic separation.
  • FIG. 1 shows the melting temperature of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide from the heating temperature T in the electric furnace.
  • the melting temperature of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide is calculated from the value obtained by subtracting T (TLT) or the heating temperature T in the electric furnace.
  • TLT subtracting T
  • TLT non-magnetization rate
  • FIG. 2 shows a melting amount of CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide at a temperature 100 ° C. lower than the heating temperature T (T-100 ° C.) or a temperature 100 ° C. lower than the heating temperature T (T).
  • T The relationship between the melting amount of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide at ⁇ 100 ° C. and the non-magnetization rate is shown.
  • the results of Nos. 7-9 are ⁇ , No.
  • the results of 10 to 12 are indicated by ⁇ .
  • FIG. 2 shows that the melting amount of the CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide at a temperature 100 ° C.
  • the non-magnetization rate increases.
  • 100 ° C. is added to the temperature at which the melting amount of CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 ternary oxide or CaO—SiO 2 —Al 2 O 3 —MgO quaternary oxide becomes 50% by mass or more.
  • the separation between reduced iron and slag is improved, and the recovery rate of reduced iron can be improved.

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Abstract

　塊成物の全てが完全に溶融しない半溶融状態で得られる還元鉄とスラグについて、還元鉄とスラグの分離性を高める技術を提供する。　酸化鉄含有物質および炭材に、更に融点調整剤を配合した原料混合物を塊成化する工程と、得られた塊成物の一部が溶融するように加熱し、該塊成物に含まれる酸化鉄を還元する工程とをこの順で含む還元鉄とスラグの混合物の製造方法。

Description

還元鉄とスラグの混合物の製造方法
　本発明は、酸化鉄含有物質と炭材とを含む塊成物を加熱して還元鉄とスラグの混合物を製造する方法に関するものである。
　鉄鉱石などの酸化鉄含有物質から還元鉄を製造する製鉄法としては、
（１）鉄鉱石を含む焼成ペレットをシャフト炉内で約１０００℃に加熱して還元ガスによって焼成ペレットに含まれる酸化鉄を還元する方法や、
（２）炭材（固体還元材）と鉄鉱石とを混合して塊成化した塊成物を移動炉床炉（ロータリーハース）に供給して約１３００℃で加熱し、該塊成物に含まれる酸化鉄を還元する方法や、
（３）炭材（固体還元材）と鉄鉱石とを混合して塊成化した塊成物を移動炉床炉に供給して加熱し、該塊成物に含まれる酸化鉄を還元したのちに、さらに約１４５０℃まで加熱して還元鉄を溶融させ、表面張力の差などにより還元鉄とスラグに分離する方法、
等が知られている。
　こうした還元鉄の製造方法について、例えば、特許文献１～４の技術が知られている。
　上記（１）の方法について、例えば、特許文献１の技術が知られている。特許文献１には、鉄鉱石を直接還元して粉砕し、鉄と脈石を分離後、更に両者を粉砕して、それぞれから、鉄を回収することが記載されている。還元ガスとしてはＣＯガスやＨ2ガスを使用できること、加熱温度は７００～１２００℃とすること、粉砕は金属鉄を片状に延ばすことのできるロールクラッシャ等を使用できること、鉄と脈石の分離には、２０メッシュ篩による分離や、磁選分離を組み合わせて行うことが記載されている。
　上記（２）の方法について、例えば、特許文献２の技術が知られている。特許文献２には、鉄原料と石炭とを含有する混合物を高温度雰囲気下で加熱還元処理し、得られた還元鉄を粉砕処理し、次いで、所定の粒径を境に粒度選別している。具体的には、粒度選別機にて平均粒径１００μｍを超える粒子と平均粒径１００μｍ以下の粒子に分離・選別している。そして平均粒径１００μｍ以下の還元鉄粒子を、磁力により、鉄分を多く含む強磁着物粒子と鉄分の少ない弱磁着物粒子とに分離し、粒度選別された上記所定粒径を超える還元鉄粒子と上記強磁着物粒子とを還元鉄として用いている。一方、弱磁着物粒子には、鉄分は少なく、スラグ分を多く含むため、そのままセメントやアスファルトとして再利用されている。従って上記特許文献２では、鉄分の少ない弱磁着物粒子からスラグを分離し、鉄分を回収して鉄源として利用することについては全く考慮されていない。
　上記（３）の方法について、例えば、特許文献３や特許文献４の技術が知られている。これらのうち特許文献３には、複数種のダストおよび炭材で構成される含炭ペレットを製造し、これを回転炉床方式の焼成炉で１２５０～１３５０℃の温度で還元処理することにより、ペレット内部のダストは炭材で還元され、粒内物質移動によって凝集したメタリック鉄粒子が、ダストの脈石から生成したＦｅＯを含む低融点のスラグ部分から、自然に分離する作用を利用してメタリック鉄粒子を抽出し高品位粒状還元鉄を製造する製鉄ダストからの高品位還元鉄の製造方法が記載されている。この文献には、回転炉床方式の焼成炉で得られた還元鉄をスクリーンを用いて篩分けし、直径５ｍｍ以上の還元鉄を製品として回収することが記載されている。特許文献４には、鉄鉱石および炭材で構成される含炭ペレットを製造し、これを回転炉床方式の焼成炉で１２５０～１３５０℃の温度で還元した後に、さらに炉内温度を１４００～１５００℃に上昇させ溶融し、金属鉄を凝集させることで高純度の粒状金属鉄を得る方法が記載されている。しかし上記特許文献３、４では、還元鉄を完全に溶融させることにより還元鉄とスラグを分離しており、塊成物が完全に溶融しない状態で得られる還元鉄とスラグとの混合物の分離性を向上させることについては全く考慮されていない。また、スラグ量が増加すると、金属鉄の凝集性が劣化し、金属鉄とスラグの分離性が悪くなる。金属鉄とスラグの分離性が悪くなると、金属鉄の回収率が低下し、生産性が悪くなる。なお、上記特許文献４には、鉄鉱石等に含まれる脈石成分などのスラグ形成成分も加味した原料中に含まれる全スラグ形成成分の塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ2比）を０．６～１．８とすることが開示されている。しかし上記特許文献４では、粒状金属鉄中の硫黄［Ｓ］の含有量を低減するために塩基度を調整しており、この文献には、塩基度と塊成物が完全に溶融していない状態でのスラグの溶融状態との関係については全く記載されていない。
　ところで、上記鉄鉱石には脈石が含まれている。脈石とは、鉱山で採掘された鉄鉱石（粗鉱）を構成している成分のうち、有用金属を含む鉱物以外の成分であり、通常、Ａｌ2Ｏ3やＳｉＯ2などの酸化物で構成されている。脈石量の多い低品位な鉄鉱石を用いると、次のような問題が発生し易くなる。即ち、上記（１）の方法で低品位な鉄鉱石を用いると、焼成ペレットを還元したときに生成するスラグ量が多くなるが、還元過程において金属鉄とスラグが分離されないため、還元鉄に全スラグが残留する。そのため上記鉄鉱石としては、脈石量の少ない高品位な鉄鉱石が好適に用いられる。
　上記（２）の方法で低品位な鉄鉱石を用いると、鉄鉱石に含まれる脈石と炭材に含まれている灰分とが相俟って、塊成物に含まれるスラグ成分量が多くなるため、得られる還元鉄量にスラグを多く含有し鉄品位が低下する。上記（３）の方法で低品位な鉄鉱石を用いると、溶融させた際に生成するスラグ量が多くなり、溶融したスラグが未溶融の還元鉄を覆ってしまうため、還元鉄に熱が加わることが阻害されて、還元鉄とスラグの十分な分離が行えないことがある。
　上記（１）～（３）の方法で得られた還元鉄は、例えば、電気炉精錬の原料として用いることができるが、電気炉内へ同時に持ち込まれる脈石量は少ないことが要求される。脈石量が多くなると、電気炉精錬時にスラグが多量に発生し、精錬に必要となるエネルギーが増加するためである。
　上記鉄鉱石に含まれる脈石のうち、ＳｉＯ2成分は最も多く、一般的な脈石成分であるが、上記電気炉精錬の原料として用いられる鉄源に含まれるＳｉＯ2量は、６質量％以下（望ましくは３．７質量％以下）に制限されている。しかし、脈石量が少ない高品位な鉄鉱石の供給源は限られているにもかかわらず、世界の鉄鋼生産量は増加傾向にあるため、高品位な鉄鉱石の供給量は不足することが懸念されている。そこでＳｉＯ2含有量の多い低品位な鉄鉱石（例えば、ＳｉＯ2含有量が６質量％以上の鉄鉱石）を利用する方法の開発が望まれている。
米国特許公報第６０４８３８２号 特開２００２－３６３６２４号公報 特開平１０－１４７８０６号公報 特開２００９－９１６６４号公報
　本発明は上記の様な事情に着目してなされたものであって、その目的は、塊成物の全てが完全に溶融しない半溶融状態で得られる還元鉄とスラグについて、還元鉄とスラグの分離性を高める技術を提供することにある。また、本発明の他の目的は、ＳｉＯ2を６質量％以上含有する低品位な鉄鉱石を用いた場合でも、電気炉法など従前の製鉄法で利用できる品位の還元鉄を製造する方法を提供することにある。
　上記課題を解決することのできた本発明に係る還元鉄とスラグの混合物の製造方法とは、酸化鉄含有物質および炭材に、更に融点調整剤を配合した原料混合物を塊成化する工程と、得られた塊成物の一部が溶融するように加熱し、該塊成物に含まれる酸化鉄を還元する工程とをこの順で含む点に要旨を有している。また、上記課題は、酸化鉄含有物質および炭材に、更に融点調整剤を配合した原料混合物を塊成化する工程と、得られた塊成物の一部が溶融する温度以上であって、完全に溶融する温度未満で前記塊成物を加熱することにより、該塊成物に含まれる酸化鉄を還元する工程とをこの順で含む点に要旨を有している還元鉄とスラグの混合物の製造方法によっても達成できる。
　本発明では、前記融点調整剤として配合するＣａＯ供給物質の量を調整し、前記塊成物中のＣａＯ量およびＳｉＯ2量から求められるスラグの塩基度［ＣａＯ／ＳｉＯ2］を０．２以上、０．９未満の範囲に制御することが好ましい。前記ＣａＯ供給物質としては、例えば、ＣａＯ、Ｃａ（ＯＨ）2、およびＣａＣＯ3よりなる群から選ばれる少なくとも一つを配合することが好ましい。
　本発明では、前記融点調整剤の配合量を調整し、前記塊成物を加熱するときの最高温度より１００℃引いた温度における該塊成物に含まれる脈石の溶融量を５０質量％以上とすることが好ましい。前記脈石の前記溶融量は、前記塊成物に含まれるＣａＯ、ＳｉＯ2、およびＡｌ2Ｏ3の三成分の量に基づいて決定すればよい。また、前記脈石がＭｇＯを含む場合は、前記脈石の前記溶融量は、前記塊成物に含まれるＣａＯ、ＳｉＯ2、Ａｌ2Ｏ3、およびＭｇＯの四成分の量に基づいて決定すればよい。
　前記塊成物の加熱は、該塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融量が、該三元系酸化物量の５０質量％以上となる温度に１００℃を加えた温度で行うことが好ましい。また、前記脈石がＭｇＯを含む場合は、前記塊成物の加熱は、該塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量が、該四元系酸化物量の５０質量％以上となる温度に１００℃を加えた温度で行うことが好ましい。前記塊成物の加熱は、例えば、１２００～１４５０℃で行うことが好ましい。
　本発明では、前記酸化鉄含有物質として、例えば、ＳｉＯ2を６質量％以上含有する鉄鉱石を用いても好適に実施できる。また、ＳｉＯ2の含有量が６質量％未満の高品位な鉄鉱石を用いる場合は、該鉄鉱石にＳｉＯ2を配合し、高品位な鉄鉱石とＳｉＯ2との混合物に含まれるＳｉＯ２量が合計で６質量％以上となるように、ＳｉＯ2を外部から添加することによっても好適に実施ができる。
　本発明によれば、酸化鉄含有物質と炭材に、更に融点調整剤（鉄の融点に影響するものを除く）を配合したうえで、塊成物の一部が溶融し、完全に溶融しないように加熱することによって、還元ペレット内に、還元鉄とスラグが分離した状態で混合している混合物を製造できる。得られた混合物は、例えば、粉砕、磁選することによって還元鉄とスラグに容易に分離でき、夫々、所望の用途に利用できる。また、本発明では、（ａ）加熱温度を考慮したうえで、塊成物に含まれる脈石の溶融量が所定量以上となるように融点調整剤の配合量を調整するか、或いは（ｂ）塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融量（塊成物がＭｇＯを含む場合は、ＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量）を考慮したうえで、塊成物を加熱することによって、従来では通常用いることのなかった、例えば、低品位な鉄鉱石（例えば、ＳｉＯ2を６質量％以上含有する鉄鉱石など）を用いても還元鉄を製造できることも明らかにしている。
図１は、加熱温度ＴからＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融温度Ｌ．ＴまたはＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融温度Ｌ．Ｔを引いた値（Ｔ－Ｌ．Ｔ）と、非磁着率との関係を示すグラフである。 図２は、加熱温度Ｔから１００℃下回る温度（Ｔ－１００℃）におけるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融量または加熱温度Ｔから１００℃下回る温度（Ｔ－１００℃）におけるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量と、非磁着率との関係を示すグラフである。
　本発明者らは、酸化鉄含有物質と炭材とを含む塊成物を、その一部が溶融し、全部が溶融しないように加熱して得られる還元鉄とスラグの混合物について、還元鉄とスラグに分離するときの分離性を高めるために鋭意検討を重ねてきた。その結果、酸化鉄含有物質と炭材との混合物に、更に融点調整剤を配合すれば、塊成物を加熱して得られる還元ペレットを、還元鉄とスラグに分離するときの分離性を向上できることを見出し、本発明を完成した。
　また、本発明者らは、還元鉄とスラグ（脈石成分由来）とをより良好に分離するには、
（ａ）塊成物を加熱するときの加熱温度が決まっている場合は、上記融点調整剤（例えば、ＣａＯ供給物質など）の配合量を調整し、該塊成物を加熱するときの最高温度より１００℃引いた温度における該塊成物に含まれる脈石成分の溶融量を５０質量％以上とするか、或いは
（ｂ）上記塊成物を、該塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融量が、該三元系酸化物量の５０質量％以上となる温度に１００℃を加えた温度で加熱すれば良いことも明らかにした。また、上記塊成物がＭｇＯを含有している場合は、該塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量が、該四元系酸化物量の５０質量％以上となる温度に１００℃を加えた温度で加熱すれば良いことも明らかにした。
　また、本発明者らは、上記酸化鉄含有物質として、従来では殆ど使用されていなかった低品位な鉄鉱石（例えば、ＳｉＯ2を６質量％以上含有する鉄鉱石など）を原材料として用い、電気炉精錬の原料として用いられる還元鉄を製造することについても検討を重ねてきた。その結果、低品位な鉄鉱石、炭材、および融点調整剤を含む原料混合物を用い、ＣａＯ／ＳｉＯ2比を所定の範囲に調整した上で塊成化した塊成物を準備し、この塊成物を部分的に溶融した状態に加熱還元することにより、還元鉄とスラグ（脈石成分）が混在しているが、これらは分離可能な状態の還元ペレットとなること。そして、この還元ペレットは、粉砕・磁選などの処理により十分に還元鉄とスラグ（脈石成分）との分離が行えることを見出した。以下、本発明に係る還元鉄とスラグの混合物の製造方法について説明する。
　本発明において還元鉄とスラグの混合物を製造するにあたっては、酸化鉄含有物質および炭材に、更に融点調整剤を配合した原料混合物を塊成化する工程（以下、塊成化工程という）と、得られた塊成物の一部が溶融するように加熱し、該塊成物に含まれる酸化鉄を還元する工程（以下、加熱工程という）とをこの順で含むことが重要である。この加熱工程は、得られた塊成物の一部が溶融する温度以上であって、完全に溶融する温度未満で前記塊成物を加熱することにより、該塊成物に含まれる酸化鉄を還元して行えばよい。
　［塊成化工程］
　本発明の塊成化工程では、酸化鉄含有物質および炭材に、更に融点調整剤を配合することが重要である。
　上記融点調整剤とは、鉄の融点に影響する物質は除くこととし、塊成物に含まれる酸化鉄以外の成分（特に、脈石）の融点に影響する物質を意味する。即ち、上記原料混合物として融点調整剤を配合することによって、塊成物に含まれる酸化鉄以外の成分（特に、脈石）の融点に影響を与え、例えばその融点を降下させることができる。それにより脈石成分は、溶融が促進され、溶融スラグを形成する。このとき酸化鉄の一部は溶融スラグに溶解し、溶融スラグ中で還元されて金属鉄となる。溶融スラグ中で生成した金属鉄は、固体のまま還元された金属鉄と接触することにより、固体の還元鉄として凝集する。このようにして本発明では、還元鉄とスラグの混合物が得られる。
　上記融点調整剤としては、少なくともＣａＯ供給物質を含むものを用いることが好ましい。上記ＣａＯ供給物質としては、例えば、ＣａＯ（生石灰）、Ｃａ（ＯＨ）2（消石灰）、ＣａＣＯ3（石灰石）、およびＣａＭｇ（ＣＯ3）2（ドロマイト）よりなる群から選ばれる少なくとも一つを配合することが好ましい。
　上記融点調整剤としては、上記ＣａＯ供給物質のみを用いても良いし、上記ＣａＯ供給物質に加えて、例えば、ＭｇＯ供給物質、Ａｌ2Ｏ3供給物質、ＳｉＯ2供給物質などを用いることができる。ＭｇＯ、Ａｌ2Ｏ3、およびＳｉＯ2も、上記ＣａＯと同様、塊成物に含まれる酸化鉄以外の成分（特に、脈石）の融点に影響する物質である。上記ＭｇＯ供給物質としては、例えば、ＭｇＯ粉末、天然鉱石や海水などから抽出されるＭｇ含有物質、ＭｇＣＯ3よりなる群から選ばれる少なくとも一つを配合することが好ましい。上記Ａｌ2Ｏ3供給物質としては、例えば、Ａｌ2Ｏ3粉末、ボーキサイト、ベーマイト、ギブサイト、ダイアスポアなどを配合することが好ましい。上記ＳｉＯ2供給物質としては、例えば、ＳｉＯ2粉末や珪砂などを用いることができる。
　本発明では、上記塊成物に配合するＣａＯ供給物質の量を調整し、上記塊成物中のＣａＯ量（質量％）とＳｉＯ2量（質量％）から求められるスラグの塩基度（ＣａＯ／ＳｉＯ2）が０．２以上、０．９未満の範囲となるように調整することが好ましい。上記スラグの塩基度をこの範囲に制御することによって、上記塊成物に含まれる脈石（特に、ＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物またはＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物）の融点を低下させることができる。そのため比較的低温でも脈石を溶融させることができ、塊成物内の溶融量を増加させることができる。上記スラグの塩基度は、より好ましくは０．３以上、更に好ましくは０．３５以上である。また、上記スラグの塩基度は、より好ましくは０．８以下、更に好ましくは０．５以下である。
　上記酸化鉄含有物質としては、例えば、鉄鉱石、砂鉄、製鉄ダスト、非鉄精錬残渣、製鉄廃棄物などを用いることができる。
　本発明では、従来では通常用いることのなかった低品位な鉄鉱石を用いることができる。例えば、ＳｉＯ2を６質量％以上含有している低品位な鉄鉱石（以下、高ＳｉＯ2含有鉄鉱石ということがある。）を準備し、この高ＳｉＯ2含有鉄鉱石と炭材と融点調整剤とを含む原料混合物を塊成化して塊成物を製造すればよい。低品位な鉄鉱石と炭材と融点調整剤を含む塊成物を加熱することによって、炭材中の灰分および融点調整剤を融剤として利用し、塊成物内に溶融スラグを部分生成し、還元鉄の凝集化を図ることができ、還元鉄を短時間で製造できる。即ち、本発明のように低品位な鉄鉱石と炭材と融点調整剤を含む塊成物を加熱する場合には、塊成物内にＦｅＯ－ＳｉＯ2系溶融スラグが生成してもＦｅＯが近傍の炭材に含まれる炭素と反応し、速やかに還元鉄が製造される。そのため塊成物内では、還元鉄とＳｉＯ2等の脈石が分離して生成しているため、還元鉄とスラグが混在していても、これらを粉砕することによって脈石が容易に破砕され、還元鉄とスラグ（脈石成分）とに分離できる。従って従来では上記高ＳｉＯ2含有鉄鉱石は、脈石の含有量が多いため、商用の鉄鉱石としては用いられていなかったが、本発明によれば高ＳｉＯ2含有鉄鉱石を鉄源として用いることができる。
　一方、従来技術の欄に掲げた（１）の方法のように、鉄鉱石を含む焼成ペレットを約１０００℃のシャフト炉内で還元ガスによって還元する方法によっても還元鉄を製造できるが、この方法で１２００℃を超える高温で還元ガスによって還元すると、焼成ペレット内にＦｅＯ－ＳｉＯ2系溶融スラグが生成し、還元の進行が停滞する。従って加熱温度は１２００℃以下で行う必要がある。しかし加熱を１２００℃以下で行うと加熱時間を長くしても還元鉄の凝集化が不充分になるため、還元鉄と脈石との粉砕分離が困難となる。
　上記高ＳｉＯ2含有鉄鉱石としては、ＳｉＯ2を６質量％以上含有している鉄鉱石を準備すればよく、鉄鉱石は、ＳｉＯ2以外の脈石として、通常、Ａｌ2Ｏ3などを含有している。なお、本発明では、ＳｉＯ2の含有量が６質量％未満の高品位な鉄鉱石を用いることもできる。この場合は、高品位な鉄鉱石にＳｉＯ2を配合し、該鉄鉱石とＳｉＯ2との混合物に含まれるＳｉＯ２量が合計で６質量％以上となるように、ＳｉＯ2を外部から添加すればよい。
　上記炭材としては、例えば、石炭やコークスなどを用いることができる。上記炭材は、上記酸化鉄含有物質に含まれる酸化鉄を還元できる量の固定炭素を含有していればよい。具体的には、上記酸化鉄含有物質に含まれる酸化鉄を還元できる固定炭素量に対して、±５％の範囲で含有していればよい。
　上記塊成物は、酸化鉄含有物質、炭材、および融点調整剤以外の成分として、バインダーなどが配合されていてもよい。上記バインダーとしては、例えば、多糖類（例えば、コーンスターチや小麦粉等の澱粉など）などを用いることができる。
　上記酸化鉄含有物質、炭材、および融点調整剤は、混合する前に予め粉砕しておくことが好ましい。上記酸化鉄含有物質は、例えば、平均粒子直径が１０～６０μｍ、上記炭材は、例えば、平均粒子直径が１０～６０μｍ、上記融点調整剤は、例えば、平均粒子直径が５～９０μｍとなるように粉砕することが推奨される。
　上記酸化鉄含有物質等を粉砕する方法は特に限定されず、公知の方法を採用でき、例えば、振動ミル、ロールクラッシャやボールミルなどを用いればよい。
　上記原料混合物を混合する混合機としては、例えば、回転容器形混合機や固定容器形混合機を用いることができる。回転容器形混合機としては、例えば、回転円筒形、二重円錐形、Ｖ形などの混合機を用いることができる。固定容器形混合機としては、例えば、混合槽内に回転羽（例えば、鋤など）を設けた混合機を用いることができる。
　上記原料混合物を塊成化する塊成機としては、例えば、皿形造粒機（ディスク形造粒機）やドラム形造粒機（円筒形造粒機）、双ロール型ブリケット成型機などを用いることができる。
　上記塊成物の形状は特に限定されず、例えば、塊状、粒状、ブリケット状、ペレット状、棒状などであればよく、好ましくはペレット状やブリケット状であればよい。
　なお、上記高ＳｉＯ2含有鉄鉱石からＳｉＯ2含有量の少ない鉄鉱石を選鉱処理する方法として、例えば、磁力選鉱法や浮遊選鉱法が知られている。磁力選鉱法とは磁性のある酸化鉄と非磁性の脈石成分を磁力で分離する方法であるが、酸化鉄と脈石がそれぞれ分離していることが必要である。しかし、微細に粉砕しても脈石が分離できない鉄鉱石も多く、脈石の多い部分は利用せず廃棄されてしまうことも多い。浮遊選鉱法とは、高ＳｉＯ2含有鉄鉱石を微細粉砕し、スライム状にしたうえで気泡剤を添加して鉄鉱石を浮上分離させる方法である。しかし浮遊選鉱法は処理コストが高く、鉄鉱石への大規模な利用は進んでいない。
　［加熱工程］
　本発明の加熱工程では、上記塊成化工程で得られた塊成物の一部が溶融するように加熱し、該塊成物に含まれる酸化鉄を還元することが重要である。即ち、塊成物の一部が溶融する温度以上であって、完全に溶融する温度未満で上記塊成物を加熱することが重要である。具体的には、加熱炉に上記塊成物を供給し、例えば、１２００～１４５０℃の温度域で加熱し、塊成物に含まれる酸化鉄を炭材で還元して還元鉄を製造すればよい。この温度域は、塊成物内で成分の一部が溶融するが、融液の染み出しが殆どなく、塊成物の形状を保って塊成物全体は溶融しない温度である。この温度域で加熱することによって還元鉄と、脈石に起因するスラグ等が内部に混在した還元ペレットが得られる。
　本発明では、上記塊成物の加熱は、該塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融量が、該三元系酸化物量の５０質量％以上となる温度に１００℃を加えた温度で行うことが好ましい。即ち、上記塊成物の成分組成が決定した場合には、該塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融量が該三元系酸化物量の５０質量％以上となる温度ｔを計算により求め、この温度ｔに１００℃を加えた温度（ｔ＋１００℃）以上の温度で上記塊成物の加熱を行えばよい。「ｔ＋１００」℃以上の温度で加熱することによって塊成物に含まれる脈石を充分に溶融させることができ、溶融した脈石は凝集し、還元鉄との分離が促進される。従って得られる還元鉄とスラグの混合物は、還元鉄とスラグの分離性が良好なものとなる。その結果、還元鉄の回収率を高めることができ、還元鉄の生産性を向上させることができる。
　また、上記塊成物がＭｇＯを含有する場合は、該塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量が、該四元系酸化物量の５０質量％以上となる温度に１００℃を加えた温度で行うことが好ましい。即ち、上記塊成物の成分組成が決定した場合には、該塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量が該四元系酸化物量の５０質量％以上となる温度ｔを計算により求め、この温度ｔに１００℃を加えた温度（ｔ＋１００℃）以上の温度で上記塊成物の加熱を行えばよい。
　上記ＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物またはＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量は、熱力学データベースソフトを使って計算できる。本発明においてはＦａｃｔＳａｇｅ　６．２（Ｔｈｅｒｍｆａｃｔ　ａｎｄ　ＧＴＴ－Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｉｅｓ製）および熱力学データベースＦＡＳＴ５３、ＦＴｏｘｉｄを用いた。
　上記加熱炉としては、公知の炉を用いればよく、例えば、移動炉床式加熱炉を用いればよい。移動炉床式加熱炉とは、炉床がベルトコンベアのように炉内を移動する加熱炉であり、具体的には、回転炉床炉が例示できる。回転炉床炉は、炉床の始点と終点が同じ位置になるように、炉床の外観形状が円形（ドーナツ状）に設計されており、炉床上に供給された塊成物は、炉内を一周する間に加熱還元されて還元鉄を生成する。従って、回転炉床炉には、回転方向の最上流側に塊成物を炉内に供給する装入手段が設けられ、回転方向の最下流側（回転構造であるため、実際には装入手段の直上流側になる）に排出手段が設けられる。
　本発明で得られる還元された塊成物内部の還元鉄粒子の平均粒子直径は、１μｍ～３ｍｍ程度である。一方、従来技術の欄に掲げた（２）や（３）の方法のように、炉内で塊成物を完全に溶融させて得られる粒状金属鉄の平均粒子直径は、８ｍｍ程度以上である。
　上記加熱工程で得られた還元ペレットは、粉砕した後、磁選により還元鉄とスラグに分離して夫々を回収すればよい。上記還元ペレットを粉砕する方法としては、公知の方法を採用でき、例えば、振動ミル、ロールクラッシャ、ボールミル、ローラーミルなどを用いればよい。
　［好ましい態様］
　本発明では、上記加熱工程において、上記塊成物を加熱するときの最高温度をＴ（℃）としたとき、この温度Ｔより１００℃引いた温度における該塊成物に含まれる脈石の溶融量が、脈石の５０質量％以上となるように上記融点調整剤の配合量を調整することが好ましい。即ち、上記塊成物の加熱温度が決まっている場合には、加熱時に溶融量が多くなるように塊成物に含まれる成分の融点を融点調整剤を用いて予め調整しておくことが好ましい。そして、塊成物を加熱したときに、該塊成物に含まれる脈石の５０質量％以上が確実に溶融するように、加熱時の最高温度Ｔよりも１００℃引いた温度における脈石の溶融量を基準として上記融点調整剤を配合して塊成物の成分調整を行えばよい。
　上記脈石成分の上記溶融量は、上記塊成物に含まれる脈石成分のうち、特に、ＣａＯ、ＳｉＯ2、およびＡｌ2Ｏ3の三成分の量に基づいて決定するか、上記塊成物がＭｇＯを含有する場合は、ＣａＯ、ＳｉＯ2、Ａｌ2Ｏ3、およびＭｇＯの四成分の量に基づいて決定すればよい。
　本願は、２０１１年１１月１８日に出願された日本国特許出願第２０１１－２５３１２４号に基づく優先権の利益を主張するものである。２０１１年１１月１８日に出願された日本国特許出願第２０１１－２５３１２４号の明細書の全内容が、本願に参考のため援用される。
　以下、実施例を挙げて本発明をより具体的に説明するが、本発明はもとより下記実施例によって制限を受けるものではなく、前・後記の趣旨に適合し得る範囲で適当に変更を加えて実施することも勿論可能であり、それらはいずれも本発明の技術的範囲に包含される。
　［実験例１］
　炭材、融点調整剤、および下記表１に示す成分組成の鉄鉱石Ｋを含む原料混合物を塊成化し、得られた塊成物を電気炉で加熱し、得られた還元ペレットを粉砕し、粉砕物を磁選分離して還元鉄を製造した。このとき実験例１では、鉄鉱石ＫにＳｉＯ2を添加し、ＳｉＯ2量の異なる鉄鉱石を模擬して調製し、鉄鉱石に含まれるＳｉＯ2量が還元鉄の回収率に及ぼす影響を調べた。なお、鉄鉱石Ｋは、ＣａＯを含有していない。また、本発明では、還元鉄とスラグの分離性を評価するための指標として、還元鉄の回収率を用いている。
　下記表１に示す鉄鉱石Ｋは、ＳｉＯ2とＡｌ2Ｏ3を含有しており、ＳｉＯ2量は２．７８質量％であるため、一般的には、高品位鉄鉱石と呼ばれている。なお、Ｔ．Ｆｅは、全鉄量を意味している。
　この鉄鉱石Ｋに、ＳｉＯ2を添加し、ＳｉＯ2量の異なる鉄鉱石ａ～ｃを模擬して調製した。調製した鉄鉱石ａ～ｃの成分組成を下記表２に示す。下記表２に示す鉄鉱石ａは、塊成物全体に対して６．２質量％のＳｉＯ2を添加して調製した例であり、下記表２に示す鉄鉱石ｂは、塊成物全体に対して１．２質量％のＳｉＯ2を添加して調製した例であり、下記表２に示す鉄鉱石ｃは、塊成物全体に対して６．２質量％のＳｉＯ2を添加して調製した例である。下記表２に示す鉄鉱石ａ、ｃは、いずれも低品位鉄鉱石を模擬しており、鉄鉱石ｂは高品位鉄鉱石を模擬している。
　下記表２に示す鉄鉱石ａ～ｃ（＝鉄鉱石Ｋ＋ＳｉＯ2）、炭材、融点調整剤、およびバインダーを混合し、転動造粒によりφ１９ｍｍの塊成物を製造した。上記炭材は、鉄鉱石に含まれている酸化鉄として結合している酸素量のモル数に対し、±２％の固定炭素を有する炭材を配合した。上記融点調整剤としては、石灰石（ＣａＣＯ3）と珪石を配合した。上記バインダーとしては、小麦粉を配合した。
　下記表３に、乾燥後の塊成物の成分組成を示す。なお、下記表３において、Ｔ．Ｃは全炭素量、ＣａＯ／ＳｉＯ2は塩基度を示している。また、ＣａＯ＋ＳｉＯ2＋Ａｌ2Ｏ3は脈石量を意味している。
　次に、得られた塊成物を電気炉へ装入し、１８分間加熱して塊成物に含まれる酸化鉄を還元して還元鉄を製造した。このときスラグが副生した。電気炉内の温度は１３００℃とし、電気炉内の雰囲気は、体積率で、ＣＯ2ガス：Ｎ2ガス＝３０：７０に調整した。
　得られた還元ペレットを振動ミルを用い、直径が３ｍｍ以下となるように粉砕した後、磁石を用いて磁選分離した。磁選分離には、２０００ガウスの磁石を用い、試料位置における磁力を２００ガウスから５００ガウスに調整し、繰り返し磁着操作による方法を採用した。磁選分離により得られた磁着物と非磁着物の成分組成を下記表４に示す。表中、Ｍ．Ｆｅは、金属鉄量を示している。また、下記表４には、磁選分離する前の粉砕物の成分に相当する平均値（表４では「磁選前」と表記）も併せて示す。表４に示した「磁選前」の値は、磁着物と非磁着物の質量比に各成分のそれぞれの量を乗じて加えた成分値（加重平均）である。
　次に、下記表５に、磁選分離により得られた磁着物と非磁着物の割合、金属化率（ＭｅｔＦｅ）、ＣａＯ／ＳｉＯ2、Ａｌ2Ｏ3／ＳｉＯ2、ＣａＯ＋ＳｉＯ2＋Ａｌ2Ｏ3、Ｆｅ回収率を示す。
　金属化率（ＭｅｔＦｅ）は、次式で算出される。
ＭｅｔＦｅ（％）＝［金属鉄量（Ｍ．Ｆｅ）］／［全鉄量（Ｔ．Ｆｅ）］×１００
　磁着物のＦｅ回収率と、非磁着物のＦｅ回収率は、次式で算出される。
磁着物のＦｅ回収率（％）＝［磁着物の割合（％）］×［磁着物のＴ．Ｆｅ（％）］／［平均Ｔ．Ｆｅ（％）］
非磁着物のＦｅ回収率（％）＝［非磁着物の割合（％）］×［非磁着物のＴ．Ｆｅ（％）］／［平均Ｔ．Ｆｅ（％）］
　下記表４に示すＮｏ．１と３は、塊成物の一部が溶融するように加熱（即ち、塊成物の一部が溶融する温度以上であって、完全に溶融する温度未満で該塊成物を加熱）した例であり、Ｎｏ．２は、塊成物が溶融しない状態で加熱した例である。下記表４に示すＮｏ．１と３は、還元鉄の粉砕物を磁選分離できたが、Ｎｏ．２は、還元鉄の粉砕物を磁選分離できなかった。下記表３と表４から明らかなように、塊成物中のスラグの塩基度を０．３７～０．３８に調整することによって、この塊成物を加熱還元して得られた還元ペレットを粉砕した粉砕物は、磁着物（主に還元鉄）と非磁着物（主にスラグ）に磁選分離できる。これに対し、塊成物中のスラグの塩基度を０．９０に調整した場合には、この塊成物を加熱還元して得られた還元ペレットを粉砕した粉砕物は、磁着物（主に還元鉄）と非磁着物（主にスラグ）に磁選分離できないことが分かる。
　下記表３、表４のＮｏ．１、３から、炭材と、ＳｉＯ2を６質量％以上含有する鉄鉱石とを含む塊成物を還元後に粉砕、磁選分離することによって、磁着物中のＴ．Ｆｅを７５．８９～７７．８７質量％、非磁着物中のＴ．Ｆｅを１４．６３～１７．４３質量％にできることが分かる。従って非磁着物中のＴ．Ｆｅ量を低減できるため、Ｆｅ損失を抑えることができる。また、非磁着物中のＳｉＯ2は４６．１０～４７．２０質量％であるのに対し、磁着物中のＳｉＯ2は１１．７０～１２．８７質量％であり、ＳｉＯ2の殆どを非磁着物として回収できることが分かる。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000004
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000005
　［実験例２］
　炭材、融点調整剤、および下記表６に示す成分組成の鉄鉱石Ｌとを含む原料混合物を塊成化し、得られた塊成物を電気炉で加熱し、得られた還元ペレットを粉砕し、粉砕物を磁選分離して還元鉄を製造した。このとき実験例２では、塊成物のスラグの塩基度と電気炉での加熱温度が、磁選分離後の磁着物に含まれるＳｉＯ2量に及ぼす影響を調べた。
　下記表６に示す鉄鉱石Ｌは、ＳｉＯ2量が８．６１質量％と多いが、他の脈石量は少なくなっている（ＣａＯ量は０．２２質量％、Ａｌ2Ｏ3量は０．０３質量％）。また、この鉄鉱石Ｌは、ＦｅＯが２５．６３質量％と多く、一般的には、マグネタイト鉱石と呼ばれている。
　下記表６に示す鉄鉱石Ｌ、炭材、融点調整剤、およびバインダーを混合し、転動造粒によりφ１９ｍｍの塊成物δ、εを製造した。上記炭材は、鉄鉱石Ｌに含まれている酸化鉄として結合している酸素量に対し、±２％の固定炭素を有する炭材を配合した。上記融点調整剤として、石灰石（ＣａＣＯ3）と珪石を配合することによって塊成物のスラグの塩基度を調整した。上記バインダーとしては、上記実験例１と同様、小麦粉を配合した。下記表７に、乾燥後の塊成物の成分組成を示す。
　次に、得られた塊成物を電気炉へ装入し、１８分間加熱して塊成物に含まれる酸化鉄を還元し、還元鉄とスラグを含む還元ペレットを製造した。電気炉内の温度Ｔは１３００℃または１３５０℃とし、電気炉内はＮ2ガス雰囲気に調整した。
　得られた還元ペレットを、上記実験例１と同様、直径が３ｍｍ以下となるように粉砕した後、磁石を用いて磁選分離した。磁選分離により得られた磁着物と非磁着物の成分組成を下記表８に示す。また、下記表８には、磁選分離する前の粉砕物の成分に相当する平均値（表８では「磁選前」と表記）も併せて示す。表８に示した「磁選前」の値は、磁着物と非磁着物の質量比に各成分のそれぞれの量を乗じて加えた成分値（加重平均）である。
　次に、下記表９に、磁選分離により得られた磁着物と非磁着物の割合、金属化率（ＭｅｔＦｅ）、ＣａＯ／ＳｉＯ2、Ａｌ2Ｏ3／ＳｉＯ2、ＣａＯ＋ＳｉＯ2＋Ａｌ2Ｏ3、Ｆｅ回収率を示す。
　下記表８に示すＮｏ．５と６は、塊成物の一部が溶融するように加熱（即ち、塊成物の一部が溶融する温度以上であって、完全に溶融する温度未満で該塊成物を加熱）した例であり、Ｎｏ．４は、塊成物が溶融しない状態で加熱した例である。下記表８に示すＮｏ．５と６は、還元鉄の粉砕物を磁選分離できたが、Ｎｏ．４は、加熱温度が１３００℃と低かったため、還元鉄の粉砕物を磁選分離できなかった。下記表７と表８から明らかなように、塊成物のスラグの塩基度を０．３１に調整することによって（Ｎｏ．５と６）、この塊成物を加熱還元して得られた還元ペレットの粉砕物を、磁着物（主に還元鉄）と非磁着物（主にスラグ）に磁選分離できる。これに対し、塊成物のスラグの塩基度を０．５０に調整した場合であっても（Ｎｏ．４）、加熱温度が低いと、この塊成物を加熱還元して得られた還元ペレットの粉砕物を、磁着物（主に還元鉄）と非磁着物（主にスラグ）に磁選分離できないことが分かる。
　下記表８のＮｏ．５と６を比較すると、１３００℃で加熱した場合には、磁着物に含まれるＳｉＯ2量は９．２１質量％であったが、１３５０℃で加熱した場合には、磁着物に含まれるＳｉＯ2量を５．７３質量％にまで低減できることが分かる。従って高温で加熱することによって磁着物に含まれるＳｉＯ2量を低減できることが分かる。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000006
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000007
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000008
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000009
　［実験例３］
　実験例３では、塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融量または塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量と、電気炉における加熱温度が、磁選分離の結果に及ぼす影響を調べた。
　炭材、融点調整剤、および上記実験例１で用いた鉄鉱石ａまたは上記実験例２で用いた鉄鉱石Ｌを含む原料混合物を塊成化し、得られた塊成物を電気炉で加熱し、得られた還元ペレットを粉砕し、粉砕物を磁選分離して還元鉄を製造した。このとき鉄鉱石ａまたは鉄鉱石ＬにＣａＯ、ＳｉＯ2、Ａｌ2Ｏ3、またはＭｇＯを添加し、脈石量の異なる塊成物を調製した。
　上記実験例１で用いた鉄鉱石ａまたは上記実験例２で用いた鉄鉱石Ｌ、炭材、融点調整剤、およびバインダーを混合し、転動造粒によりφ１９ｍｍの塊成物を製造した。上記炭材は、鉄鉱石に含まれている酸化鉄として結合している酸素量に対し、±２％の固定炭素を有する炭材を配合した。上記融点調整剤としては、石灰石（ＣａＣＯ3）と珪石を配合した。上記バインダーとしては、上記実験例１と同様、小麦粉を配合した。下記表１０に、乾燥後の塊成物の成分組成のうち、ＣａＯ、ＳｉＯ2、Ａｌ2Ｏ3、およびＭｇＯの合計を１００％としたときの成分組成を示す。
　また、鉄鉱石ａを用いた例については、乾燥後の塊成物に含まれるＣａＯ、ＳｉＯ2、およびＡｌ2Ｏ3量に基づいて、塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融温度Ｌ．Ｔを、熱力学データベースソフト（「ＦａｃｔＳａｇｅ」）を用いて計算し、下記表１０に併せて示す。鉄鉱石Ｌを用いた例については、乾燥後の塊成物に含まれるＣａＯ、ＳｉＯ2、Ａｌ2Ｏ3、およびＭｇＯ量に基づいて、塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融温度Ｌ．Ｔを、上記熱力学データベースソフトを用いて計算し、下記表１０に併せて示す。
　次に、得られた塊成物を電気炉へ装入し、１８分間加熱して塊成物に含まれる酸化鉄を還元し、還元鉄とスラグを含む還元ペレットを製造した。電気炉内の温度は１３００℃または１３５０℃とした。電気炉内の雰囲気は、鉄鉱石ａを用いたＮｏ．７～９についてはＮ2ガス雰囲気（Ｎ2ガス１００体積％）とし、鉄鉱石Ｌを用いたＮｏ．１０～１２については体積率で、ＣＯ2ガス：Ｎ2ガス＝３０：７０に調整した。
　また、電気炉内での加熱温度ＴからＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融温度Ｌ．Ｔを引いた値（Ｔ－Ｌ．Ｔ）または電気炉内での加熱温度ＴからＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融温度Ｌ．Ｔを引いた値（Ｔ－Ｌ．Ｔ）を算出し、下記表１０に併せて示す。Ｔ－Ｌ．Ｔが負の値の場合は、ＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融温度Ｌ．ＴまたはＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融温度Ｌ．Ｔを下回る温度で加熱していることを意味している。
　また、加熱温度Ｔから１００℃下回る温度（Ｔ－１００℃）におけるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融量または加熱温度Ｔから１００℃下回る温度（Ｔ－１００℃）におけるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量を上記「ＦａｃｔＳａｇｅ」を用いて計算した。結果を下記表１０に併せて示す。なお、下記表１０には、参考値として、加熱温度Ｔから５０℃下回る温度（Ｔ－５０℃）におけるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融量または加熱温度Ｔから５０℃下回る温度（Ｔ－５０℃）におけるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量を計算した結果も併せて示す。
　次に、得られた還元ペレットを、上記実験例１と同様、ボールミルおよび振動ミルを用い、直径が３ｍｍ以下となるように粉砕した後、磁石を用いて磁選分離した。下記表１０には、磁選分離により得られた非磁着物の割合（非磁着率）を示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000010
　次に、図１に、電気炉内での加熱温度ＴからＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融温度Ｌ．Ｔを引いた値（Ｔ－Ｌ．Ｔ）または電気炉内での加熱温度ＴからＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融温度Ｌ．Ｔを引いた値（Ｔ－Ｌ．Ｔ）と、非磁着率との関係を示す。図１において、Ｎｏ．７～９の結果を◆、Ｎｏ．１０～１２の結果を■で示す。図１から、Ｔ－Ｌ．Ｔと、非磁着率との間には相関関係は無いことが分かる。特に、鉄鉱石Ｌのように、鉄鉱石に含まれるＳｉＯ2量が多くなると、非磁着率のバラツキが大きくなることが分かる。
　次に、図２に、加熱温度Ｔから１００℃下回る温度（Ｔ－１００℃）におけるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融量または加熱温度Ｔから１００℃下回る温度（Ｔ－１００℃）におけるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量と、非磁着率との関係を示す。図２において、Ｎｏ．７～９の結果を◆、Ｎｏ．１０～１２の結果を■で示す。図２から、加熱温度Ｔから１００℃下回る温度におけるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融量または加熱温度Ｔから１００℃下回る温度（Ｔ－１００℃）におけるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量が５０質量％以上の場合には、非磁着率が高くなることが分かる。換言すると、ＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物またはＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量が５０質量％以上となる温度に１００℃を加えた温度以上で塊成物を加熱すると、非磁着率が高くなるといえる。
　以上の通り、本発明によれば、還元鉄とスラグとの分離性が向上し、還元鉄の回収率を向上できる。

Claims (11)

  1. 　酸化鉄含有物質および炭材に、更に融点調整剤を配合した原料混合物を塊成化する工程と、
    　得られた塊成物の一部が溶融するように加熱し、該塊成物に含まれる酸化鉄を還元する工程と
    をこの順で含むことを特徴とする還元鉄とスラグの混合物の製造方法。
  2. 　酸化鉄含有物質および炭材に、更に融点調整剤を配合した原料混合物を塊成化する工程と、
    　得られた塊成物の一部が溶融する温度以上であって、完全に溶融する温度未満で前記塊成物を加熱することにより、該塊成物に含まれる酸化鉄を還元する工程と
    をこの順で含むことを特徴とする還元鉄とスラグの混合物の製造方法。
  3. 　前記融点調整剤は少なくともＣａＯ供給物質を含み、塊成物に配合するＣａＯ供給物質の量を、前記塊成物中のＣａＯ量およびＳｉＯ2量から求められるスラグの塩基度［ＣａＯ／ＳｉＯ2］が０．２以上、０．９未満となるように調整する請求項１または２に記載の製造方法。
  4. 　前記ＣａＯ供給物質として、ＣａＯ、Ｃａ（ＯＨ）2、およびＣａＣＯ3よりなる群から選ばれる少なくとも一つを配合する請求項３に記載の製造方法。
  5. 　前記融点調整剤の配合量を調整し、前記塊成物を加熱するときの最高温度より１００℃引いた温度における該塊成物に含まれる脈石の溶融量を５０質量％以上とする請求項１または２に記載の製造方法。
  6. 　前記脈石の前記溶融量は、前記塊成物に含まれるＣａＯ、ＳｉＯ2、およびＡｌ2Ｏ3の三成分の量に基づいて決定される請求項５に記載の製造方法。
  7. 　前記脈石の前記溶融量は、前記塊成物に含まれるＣａＯ、ＳｉＯ2、Ａｌ2Ｏ3、およびＭｇＯの四成分の量に基づいて決定される請求項５に記載の製造方法。
  8. 　前記塊成物の加熱は、該塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3三元系酸化物の溶融量が、該三元系酸化物量の５０質量％以上となる温度に１００℃を加えた温度で行う請求項１または２に記載の製造方法。
  9. 　前記塊成物の加熱は、該塊成物に含まれるＣａＯ－ＳｉＯ2－Ａｌ2Ｏ3－ＭｇＯ四元系酸化物の溶融量が、該四元系酸化物量の５０質量％以上となる温度に１００℃を加えた温度で行う請求項１または２に記載の製造方法。
  10. 　前記塊成物の加熱は、１２００～１４５０℃で行う請求項１または２に記載の製造方法。
  11. 　前記酸化鉄含有物質として、ＳｉＯ2を６質量％以上含有する鉄鉱石を用いる請求項１または２に記載の製造方法。
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