WO1998021372A1 - Procede et dispositif de fabrication de fer reduit - Google Patents

Procede et dispositif de fabrication de fer reduit

Info

Publication number
WO1998021372A1
WO1998021372A1 PCT/JP1997/004091 JP9704091W WO9821372A1 WO 1998021372 A1 WO1998021372 A1 WO 1998021372A1 JP 9704091 W JP9704091 W JP 9704091W WO 9821372 A1 WO9821372 A1 WO 9821372A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
hearth
furnace
reduced iron
plate
molded product
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/JP1997/004091
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Yasuo Kamei
Takazo Kawaguchi
Hideyuki Yamaoka
Yoshihisa Nakamura
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.)
Nippon Steel Corp
Original Assignee
Sumitomo Metal Industries 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 claimed from JP31431696A external-priority patent/JP3355967B2/ja
Priority claimed from JP32995096A external-priority patent/JP3379360B2/ja
Application filed by Sumitomo Metal Industries Ltd filed Critical Sumitomo Metal Industries Ltd
Priority to BR9707133A priority Critical patent/BR9707133A/pt
Priority to KR1019980705088A priority patent/KR100327848B1/ko
Priority to EP97911506A priority patent/EP0896066A4/en
Publication of WO1998021372A1 publication Critical patent/WO1998021372A1/ja
Anticipated expiration legal-status Critical
Ceased legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • C22B1/24Binding; Briquetting ; Granulating
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/10Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B11/00Making pig-iron other than in blast furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B11/00Making pig-iron other than in blast furnaces
    • C21B11/02Making pig-iron other than in blast furnaces in low shaft furnaces or shaft furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0046Making spongy iron or liquid steel, by direct processes making metallised agglomerates or iron oxide
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/10Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
    • C21B13/105Rotary hearth-type furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00General methods of reducing to metals
    • C22B5/02Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/10Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
    • 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 powdery iron oxide, such as dusty iron ore, dust, sludge, scale, etc. containing iron generated in an ironworks, and a powdery solid reducing agent, for example, coal, A method in which charcoal, Ishisode coke, coke, etc. are mixed, formed into a plate, charged into a heated furnace without agglomeration, and reduced at high temperature to produce reduced iron.
  • the present invention also relates to an apparatus used at that time, and a method for producing hot metal by charging the reduced iron into a vertical furnace or a smelting reduction furnace for production at a high temperature.
  • Raw pellets are made by mixing a powdered solid reducing agent such as coal and coke with powdered iron ore.
  • Dust, sludge, scale, etc. containing iron generated in the steelworks are also valuable iron sources, but the oxides discharged from the steelworks are in powder form as they are recovered. It is often too large to pelletize, such as solid masses or mil-scales formed by binding substances. Therefore, these are used alone or mixed with fine iron ore in place of fine iron ore. In the case of pelletized agglomeration, finely pulverize to predetermined particle size in advance It is necessary, and fine grinding equipment is indispensable.
  • a furnace having a heating hearth (hereinafter, referred to as a “rotating hearth”) in which a hearth rotates horizontally has attracted attention, and the above-mentioned US Pat. , 931 also uses this furnace (hereinafter referred to as “rotary hearth furnace”).
  • This rotary hearth furnace differs from the traditional rotary kiln furnace in that the equipment costs are low, but on the other hand, the raw material is loaded because the hearth rotates horizontally. Care must be taken for input and product emissions.
  • FIG. 1 is a schematic view of an example of a conventional reduced iron production process in which a raw material is heated using a rotary hearth furnace.
  • bentonite 5 as a noise is added to fine iron ore 3 adjusted to a predetermined particle size by crusher 1 and fine coal 4 treated by crusher 1 and crusher 1.
  • the mixture is added, and the mixture 7 is further mixed with water 7 and tal 8 by a kneader 6.
  • This mixed raw material is agglomerated by a pelletizer 19 or a double roll compressor 10 and transferred to the raw material charging section 12 of the rotary hearth furnace 11 to be charged into the furnace, and
  • the iron oxide in the iron ore is reduced at high temperature to solid metallic iron during one rotation with the movement of 13.
  • the obtained metallic iron is taken out from the discharge section 14.
  • Reference numeral 15 denotes an exhaust port.
  • the powdered iron oxide and the powdered solid reducing agent are subjected to a drying treatment and a crushing treatment, if necessary, and then to a kneading treatment. At that time, if necessary, the water and the tar as a binder are used.
  • the kneaded raw material is agglomerated into spherical pellets by a desk pelletizer or into a pellet by a double roll compressor.
  • a raw material having a particle size of 0.1 mm or less is suitable for forming a pellet. Since it is suitable for the liquid to have a particle size of 1 mm or less, it is necessary to pulverize it to a predetermined particle size in advance.
  • a drying treatment or a curing treatment may be performed after forming the raw material.
  • the obtained agglomerate is sent to the upper part of the rotary hearth furnace by a belt conveyor, from where it is charged using a charging shot so as to be widely dispersed on the rotary hearth, Is trained by Ra. Subsequently, it is heated and reduced while moving inside the furnace, turning into metallic iron.
  • the conventional methods for producing reduced iron as described above have the following problems.
  • the agglomerates are powdered before being charged into the rotary hearth furnace, become agglomerates with small particle sizes and different particle sizes, and generate powder. Be charged.
  • the generated powder charged into the furnace is scattered by the combustion gas and melts and adheres to the furnace wall, causing equipment trouble.
  • it melts and adheres to the rotary hearth and melts and erodes, resulting in rough floors and equipment trouble.
  • the particle size of the agglomerates is different, resulting in uneven firing, and it is necessary to extend the firing time to produce reduced iron having a metallization ratio of about 92%. Reduced iron productivity deteriorates.
  • hot metal has been mainly manufactured by the furnace method.
  • the blast furnace method massive iron raw material and massive coke are charged from the upper part of the furnace, and hot air is blown from tuyeres installed at the lower part of the furnace to burn the coke and generate high-temperature reducing gas. It is a process that reduces and dissolves iron oxide, the main component of iron raw materials.
  • reduced iron has been produced by reducing massive iron raw materials in a shaft reduction furnace, and this reduced iron is charged to the fluidized bed type coal melting furnace from the upper part of the furnace at a high temperature to perform reduction.
  • a method of melting and producing hot metal has been developed and is already in practical use.
  • Japanese Patent Publication No. 3-680883 discloses that fine iron ore and fine carbonaceous material are agglomerated, and the agglomerate is preliminarily reduced in a rotary hearth furnace to obtain a temperature of 100 °. C is discharged at a temperature of not less than C, and the fine carbonaceous material is introduced below the surface of the bath in the furnace having a molten metal bath in the furnace. A method for reducing and dissolving a compound is disclosed. The exhaust gas discharged from the furnace at this time is collected and introduced into the rotary hearth furnace as a fuel for preliminary reduction.
  • the blast furnace method has the disadvantage of requiring massive iron raw materials and coke.
  • coal is carbonized by coking in a coke oven to form coke, and the sieved mass is used, but in this blast furnace method, cohesive coke is used.
  • cohesive coke is used.
  • the major issues are the huge investment burden during coke oven replacement and the prevention of pollution caused by coke ovens. ing.
  • iron raw materials fine ore must be agglomerated and used as pellets or sinter, unless lump ore is used.
  • the use of sinter is the mainstream in Japan, Pollution prevention measures during manufacturing are a major issue.
  • Japanese Patent Publication No. 3-68083 is an excellent method, but after mixing the powdered iron oxide and the powdered solid reducing agent, before charging into the reduction furnace. It has the disadvantage that it needs to be agglomerated.
  • agglomeration As described above, the generation of particles other than the specified size is unavoidable, so that the undersized particles go to the mixing process as they are and the oversized particles are crushed. It is necessary to return to the mixing process afterwards, which is inefficient.
  • the strength of the agglomeration is low and it does not withstand the handling, so it is necessary to dry the agglomerate before charging it into the reduction furnace. Drying equipment is required, and its operation and maintenance costs are also required, so the cost of producing reduced iron increases.
  • the time required for agglomeration and drying is relatively long, which impairs the efficiency of the entire plant.
  • the recovery form of these oxides is " In many cases, the material is in the form of a "solid mass” or "a shape that is too large to be pelletized", such as milscale, so it is finely pulverized to a predetermined particle size in advance. Need to be put. For this reason, there is also a problem that fine grinding equipment is indispensable.
  • An object of the present invention is to provide a method for producing reduced iron inexpensively by a simple method instead of the conventional "pellet method” and an apparatus therefor, and a simple process using the obtained reduced iron. It is an object of the present invention to provide a method for producing high-quality hot metal efficiently and inexpensively. Disclosure of the invention
  • the agglomeration step of the raw fuel (the step of agglomeration such as pelletization) and the drying step, which have been considered essential for the preliminary reduction of the raw material, have been omitted ( That is, after mixing the powdered iron raw material and the powdered solid reducing agent, they are not agglomerated, but are charged into a furnace heated to 1200 ° C or higher in a plate shape and oxidized. It is characterized by reducing iron.
  • the gist of the present invention lies in the following (1) a method for producing reduced iron, (2) an apparatus therefor, and (3) and (4) a method for producing hot metal.
  • a method for producing reduced iron from powdered iron oxide which comprises the following steps (a) to (d).
  • Fuel and oxygen-containing gas are blown into the furnace to burn the fuel, combustible volatile components generated from the solid reducing agent, and CO gas generated by reducing iron oxide by the solid reducing agent. And reducing the iron oxide in the plate-like molded product while maintaining the furnace temperature at 110 ° C. or higher.
  • a method for producing hot metal from powdered iron oxide comprising the following steps (e) to (g) after the steps (a) to (d) described in (1) above.
  • the reduced iron, carbonaceous material, and flux in the high-temperature state discharged in the discharge step are provided in a furnace with a molten metal bath and a molten slag bath, and a stirring gas is supplied from the bottom to the molten metal.
  • the molten metal bath and the molten slag bath are blown into the bath to stir the molten metal and the molten slag bath.
  • FIG. 1 is a schematic view of an example of a conventional reduced iron production process.
  • FIG. 2 is a longitudinal sectional view showing an example of a molding and charging apparatus.
  • FIG. 3 is a diagram showing an example of the shape of a plate-like molded product.
  • FIG. 4 is a diagram showing an apparatus for producing reduced iron of the present invention and a schematic production process of reduced iron using this apparatus.
  • FIG. 5 is a vertical cross-sectional view of the rotary hearth furnace.
  • FIG. 6 is a diagram showing a configuration of a main part of an example of an apparatus for charging a raw material for producing reduced iron used in the present invention.
  • FIG. 7 is a diagram showing an example of an arrangement of a plurality of double roll compressors.
  • FIG. 8 is a diagram showing a configuration of a main part of an example of an apparatus for forming and charging a raw material for producing reduced iron used in the present invention.
  • FIG. 9 is a diagram showing a configuration of a main part of another example of a forming and charging apparatus for a reduced iron production raw material used in the present invention.
  • FIG. 10 is an explanatory view of a method of discharging reduced iron by a conventional screw feeder.
  • FIG. 11 is an explanatory view of a method for discharging reduced iron used in the present invention.
  • FIG. 12 is an explanatory diagram of an example of a method for removing reduced iron powder remaining on a hearth used in the present invention.
  • FIG. 13 is an explanatory view of another example of the method for removing reduced iron powder remaining on the hearth used in the present invention.
  • FIG. 14 is an explanatory view of an example of a method for removing reduced iron powder and solid matters remaining on the hearth used in the present invention.
  • FIG. 15 is an explanatory view of still another example of the method for removing reduced iron powder remaining on the hearth used in the present invention.
  • FIG. 16 is an illustration of an example of a method for preventing reduced iron powder from remaining on a hearth used in the present invention.
  • FIG. 17 is a diagram showing an outline of a process for producing hot metal using a vertical furnace and an example of equipment used.
  • FIG. 18 is a diagram showing an outline of a process for producing hot metal using a smelting reduction furnace for production and an example of equipment used.
  • FIG. 19 is an explanatory diagram of a high-temperature heating and reduction test furnace used in the examples.
  • FIG. 20 is an explanatory diagram of an example of a method of mixing and charging the raw materials used in the present invention. is there.
  • FIG. 21 is a diagram showing the results of the example, showing the relationship between the raw material moisture and the metallization ratio.
  • the second 2 Figure is a view showing the results of Example illustrates the relationship A 1 2 0 3 + S i 0 2 content and the metallization ratio of the iron ore.
  • FIG. 23 is a diagram showing the results of the example, and is a diagram showing the relationship between the ratio of coal having a particle size of 0.1 to lmm in the coal and the metallization ratio.
  • a mixture of powdered iron oxide and a powdered solid reducing agent is formed into a plate when reducing iron oxide in powder form at a high temperature. Then, it is placed on a hearth of a reduction furnace as a plate-like molded product, and fuel and oxygen-containing gas are blown into the furnace, and the combustible volatile components (VM) and iron oxide generated from the fuel and the solid reducing agent are removed.
  • VM combustible volatile components
  • iron oxide generated from the fuel and the solid reducing agent are removed.
  • CO gas generated by the reduction by the solid reducing agent is burned, and the temperature inside the furnace is maintained at 110 ° C. or higher to reduce powdered iron oxide.
  • the “powder iron oxide” is a powdery iron raw material containing iron oxide as a main component, and specifically includes the powdery iron ore and the iron component generated in an ironworks described above. Dust, sludge, scale, etc. These can be used alone or in the form of a mixture of two or more.
  • Pulverulent solid reducing agent is a powder of a solid substance mainly containing carbon, such as coal, charcoal, petroleum coke, and coke. These can also be used alone or in combination of two or more.
  • plate-like molded product refers to a mixture of powdered iron oxide and a powdered solid reducing agent that is formed into a continuous band (this state is referred to as “sheet-like”). It is preferable that the sheet is completely sheet-shaped at the time of charging, but cracks may occur.
  • the width of the plate-like molded product can be arbitrarily selected according to the scale of the reduction furnace. In general, a suitable thickness is 10 to 20 mm.
  • the type of the reduction furnace used in the present invention is not particularly limited, the rotary hearth furnace shown in FIG. 1 described above, that is, the reduction furnace having a heating hearth (rotary hearth) that rotates horizontally, can be used for continuous operation. Recommended because it is possible.
  • powdered iron oxide and a powdered solid reducing agent are mixed to obtain a mixture (raw material mixture).
  • Lime (quick lime, limestone, etc.) may be added to adjust the basicity of the slag component contained in the reduced iron. As a result, the concentration of sulfur (S) contained in the exhaust gas from the reduction furnace can be reduced. When limestone is used, the endothermic heat associated with the decomposition of limestone can be compensated for during firing in the reduction furnace, thereby improving the unit fuel consumption in the production furnace.
  • the means for forming into a plate shape is not particularly limited.However, in view of simplicity of forming equipment, ease of forming, or forming efficiency, a forming method using a roll, particularly a method using a double roll compressor described later is adopted. Is preferred.
  • the raw material mixture 16 is formed into a plate shape by a pair of rolls 17 and placed on the rotary hearth 13.
  • a vertical groove 21 is provided on the surface of the plate-shaped formed material 18 opposite to the surface in contact with the hearth to make unevenness.
  • the surface area that is, the heat receiving area
  • the decrease in the heating rate due to the increase in the thickness of the molded article can be suppressed.
  • the amount of raw material loaded per unit area of the hearth increases, thereby improving productivity.
  • fuel and oxygen-containing gas are blown into the furnace to burn the fuel, combustible volatile components generated from the solid reducing agent, and CO gas generated by reducing iron oxide by the solid reducing agent.
  • the temperature in the furnace is maintained at 110 ° C. or higher, and the iron oxide in the plate-like molded product is reduced to produce reduced iron.
  • natural gas usually using a fuel that is being used (in a later step manufacturing ⁇ (shaft furnace, such as heavy oil, from manufacturing ⁇ dissolution reduction furnace) of the combustible gas is a flue gas It may be used because it is discharged.
  • oxygen-containing gas it is preferable to use air or a gas whose oxygen concentration is equal to that of air or slightly adjusted to be higher than the air composition.
  • the furnace temperature for high-temperature reduction should be 110 ° C or more.
  • the reduction proceeds even in a temperature range lower than 110 ° C, but in such a temperature range, the reduction rate is low, which is not preferable for industrial production.
  • the temperature of the plate-shaped molded product becomes lower than the temperature in the furnace due to the endothermic reaction. Keep at about 400 This is desirable.
  • this temperature is a property that should be adjusted according to the progress of the reduction, the properties and mixing ratio of the powdered iron oxide and the solid reducing agent used, and the like.
  • the temperature of the charged materials is low, so it is better to maintain the furnace temperature at a high temperature and raise the temperature of the charged materials to promote reduction. It is advantageous for progress.
  • the furnace temperature is controlled accordingly, and it melts and flows during the reduction. Care should be taken not to issue them.
  • the production of a moderate amount of melt in the charge should be used positively, as it gives good results in both heat transfer and reaction promotion.
  • a plate-like molded product can be obtained only by molding a raw material mixture with a roll or the like. It is extremely short compared to the case of molding, and the operation and maintenance of the equipment used for molding are easy. In addition, the pellets are insufficient in strength until agglomerated, so it is necessary to dry and increase the strength.In the case of this plate-like molded product, as shown in Fig. 2, Place on the hearth via support rollers, etc. If it does not pass through the drying process, it will not collapse. Even if a small amount of cracks are exposed to the high temperature inside the furnace, it does not lead to collapse and does not hinder the reduction.
  • An apparatus for producing reduced iron according to the present invention (the invention of the above (2)) is an apparatus for carrying out the method of the invention of the above (1).
  • This apparatus includes a mixer for mixing the powdered iron oxide and the powdered solid reducing agent, a forming apparatus for forming a raw material mixture obtained by mixing into a plate, and a reducing furnace for forming the plate-shaped formed material into a plate. It has a charging device to be placed on the floor and a rotary hearth furnace for reducing iron oxide in the plate-like molded product charged into the furnace.
  • the rotary hearth furnace was provided in the furnace with a charging port for the raw material mixture, an outlet for reduced iron obtained by heating and reducing iron oxide, and an exhaust port for gas generated in the furnace. It has a hearth that rotates and moves horizontally, and a burner that burns fuel by blowing fuel and oxygen-containing gas into the furnace.
  • FIG. 4, FIG. 5, and FIG. 2 are diagrams for explaining the reduced iron production apparatus of the present invention.
  • FIG. 4 is a view schematically showing the entire apparatus and schematically showing a manufacturing process, and a portion surrounded by a broken line represents the apparatus of the present invention.
  • Figure 5 is a vertical cross-sectional view of the rotary hearth furnace, showing a plane perpendicular to the direction in which the hearth moves.
  • FIG. 2 is a vertical cross-sectional view showing an example of a forming and charging apparatus, and shows a plane parallel to the traveling direction of the hearth.
  • the apparatus for producing reduced iron of the present invention includes a mixer 22 for mixing powdered iron oxide and a powdered solid reducing agent, and a molding and charging apparatus (not shown) 2 is provided above the rotary hearth furnace 11), and the rotary hearth furnace 11 is provided.
  • the rotary hearth furnace has an inlet 2 3 for the raw material mixture. (Refer to Fig. 2), outlet for reduced iron 24, outlet for gas (waste gas) generated in the furnace 15 and burner 25 for injecting fuel and oxygen-containing gas into the furnace to burn fuel Is attached.
  • the raw material receiving hopper 26 starts with powdered iron oxide (fine ore).
  • a binder 29 and a dust 30 are sent to the mixer 22 and mixed.
  • the fuel a part of the exhaust gas 31 of a production furnace used for power generation and the like is used.
  • air 33 is used, in which the gas (waste gas) discharged from the exhaust port 15 is burned by a waste gas combustion device 32 and preheated by the generated heat. After passing through the heat exchanger 34, the waste gas is released into the atmosphere via the dust remover 35 and the desulfurizer 36.
  • Reference numerals 37 and 38 denote blowers.
  • the outer periphery of the rotary hearth furnace is a furnace body 39, inside which a hearth (rotary hearth) 13 that moves horizontally is provided.
  • a rail 40 is attached to the lower side of the hearth 13, and the hearth 13 rotates at a constant speed by driving the fixed wheels 41 by the driving device 42.
  • the furnace is sealed in Tsu by the seal water 4 3.
  • the plate-shaped molded product 18 placed on the hearth 13 is reduced by the heat of combustion of the fuel blown from the burner 25.
  • the raw material mixture 16 is formed into a plate-like molded product 18 by a roll 17 provided in the furnace, and a bogie for forming a rotary hearth 13 is advanced. It is configured so that the plate-shaped molded product 18 can be continuously supplied onto the hearth according to the conditions.
  • Reference numeral 19 denotes a heat shield plate for protecting the rollers and the like from radiant heat from the hearth, and reference numeral 20 denotes a support opening.
  • a double-roll compressor in which two roll shafts are installed above the hearth in a direction perpendicular to the direction of movement of the hearth.
  • the above mixture is formed into a plate-like shape, and the raw material discharged from the double-portal compressor is received by the charging shortcut and placed on the hearth to produce reduced iron. Can be.
  • the reason why the raw material mixture is formed by the double-roll compressor installed above the hearth is to minimize the handling of the raw material mixture before it is charged into the rotary hearth. That is, by adopting a charging method in which the formed raw material is received by the charging shoot and placed on the rotary hearth, the hand ring is loaded from the roll outlet of the double roll compressor. It is only necessary to discharge it on the input shout and place it on the hearth along the shout, so that the impact of the hand ring can be reduced.
  • the raw material is formed by a double roll compressor in which two roll shafts are installed in a direction perpendicular to the direction of movement of the hearth, and the raw material that is formed and discharged from the roll outlet is moved along the charging cut. This is because charging is performed with almost no movement of the hearth in the width direction. As a result, the molded product can be charged into the furnace with almost no cracks or the like.
  • FIG. 6 is a diagram showing a configuration of a main part of an example of an apparatus for charging reduced iron production raw materials used in this method.
  • the roll shafts 46 and 47 of the two ports 44 and 45 are connected to the hearth.
  • the double-roll compressor 10 has two rolls, a pressure roll 44 provided with a pressure roll gear 50 and a pressure roll 45 provided with a pressure roll gear 51.
  • the pressure-side roll shaft 46 is fixed by the hydraulic cylinder 152 in the direction of the arrow or in the opposite direction by a hydraulic cylinder 152 so that the pressure applied when forming the raw material can be adjusted. I have.
  • the pressing force is adjusted according to the type of raw material, the molding shape, the amount of binder, and the like, and the pressing force may be omitted as long as the molding conditions are low.
  • the two roll shafts of a double roll compressor are usually at the same height, but the heights are different. It may be shifted.
  • the charging shoot 49 immediately below the double roll compressor 10 is a shoot inclined in the direction of movement of the rotary hearth 13 as shown in the figure. This reduces the impact on the plate-shaped product 18 discharged from the roll outlet of the double-roll compressor, and places the plate-shaped product 18 on the hearth 13 in a soft condition. Can be placed.
  • the pressurizing roll 44 is placed in the moving direction of the hearth 13 (that is, on the downstream side).
  • the plate-like molded product 18 formed by the double roll compressor 10 receives a larger compressive force on the pressure roll 44 side than on the pressure receiving roll 45 side, and is slightly applied to the pressure roll 44 side. Since the material is discharged from between the rolls in a bent state, the impact on the forming material is small, which is preferable.
  • a plurality of double roll compressors having a short roll length may be arranged side by side in the width direction of the hearth.
  • a compressor having rolls of the same length as the hearth width is required, and the pressing force is increased at the center in the roll length direction. If it becomes weak, the strength of the molded product decreases.
  • the use of a double-roll compressor which is divided into multiple units and has a short roll length, produces a strong forming material over the entire width of the hearth, with no difference in strength in the length of the mouth. can do.
  • the double roll compressors are not placed in a row but occupy oblique positions with respect to the width direction of the hearth 13 as shown in Fig. 7. .
  • each double-hole compressor 10 the plate-like molded product 18 discharged from the roll outlet of each double-hole compressor 10 can be placed on the hearth without any gap.
  • a double roll compressor having a tapered roll whose roll diameter increases from the inner peripheral side to the outer peripheral side of the hearth may be used.
  • the feed rate of the raw material mixture formed and discharged by the double-roll compressor in a plate shape is constant in the width direction of the hearth.
  • the feed rate of the raw material per unit area is different between the outer circumference and the inner circumference of the floor. Therefore, especially when the difference between the inner radius and the outer radius of the hearth is large, or when the rotation speed of the hearth is high, when the plate-like molded product is placed on the hearth, In addition, cracks and the like are likely to occur.
  • the supply speed of the molded product can be changed in the width direction, so that the unit on the outer peripheral side and the inner peripheral side of the hearth is used. It is possible to keep the feed rate of the raw material per area constant.
  • a shot having a concave curved portion with respect to the moving direction of the hearth may be used as the charging shoot.
  • the angle of the tip of the shot is as close to horizontal as possible, and the difference in height between the tip of the shot and the hearth is small. It is desirable to use it.
  • the charging shoot is detachably connected and rotatably connected with the connecting portion as a fulcrum. It is also possible to use a tip shot in which the tip contacts the heating hearth. When loading a plate-like molded product along the shot onto the hearth, the tip of the shunt is brought into contact with the hearth to minimize the vertical impact force on the molded product to be loaded. It is desirable to let them.
  • the shot fixed to the charging device When the tip is in contact with the rotary hearth and the operation is performed, if the raw material adheres to the hearth surface and irregularities are generated, the tip of the contacted stub is replaced with the hearth. This may cause troubles such as deformation of the charging shot due to catching on the surface.
  • the furnace floor surface has irregularities. Even so, the tip of the shot can easily move up and down in accordance with the irregularities, so the tip tip should always stay in contact with the hearth without getting caught in the irregularities. Can be done.
  • the tip shunt that comes into contact with the hearth wears, and as the wear progresses, the length of the tip shunt becomes shorter, and the angle of the tip shunt tends to increase with respect to the horizontal. is there. However, in that case, the end shot may be replaced, so that the maintenance property is better than that of the shot fixed to the charging device.
  • two roll shafts were installed above the hearth in a direction orthogonal to the direction of movement of the hearth.
  • the raw material mixture is formed through a thin film in close contact with one of the two rolls, and the resulting sheet-like molded product (plate-like molded product) is obtained.
  • the reduced iron may be manufactured using a method in which the material is placed on a hearth together with a film.
  • the raw material mixture is discharged from the double roll compressor in the form of a sheet in a state of being adhered (sticking) to the film, so that the raw material mixture is directly moved with the film in the moving direction of the hearth (that is, However, it can be curved (so that the horizontal angle of the tip of the plate-like molded product with respect to the hearth is small) and placed on the heating hearth.
  • FIG. 8 (a) is a cross-sectional view schematically showing an example of the configuration of an apparatus for performing this method.
  • this device is equipped with one of two rolls.
  • a film holder 54 for supplying a film 53 to be passed through a double-roll compressor together with a raw material mixture while being in close contact with the surface of a pressure-receiving roll 45.
  • a plate-shaped molded product 18 attached to a film 53 discharged from a double-necked compressor 10 and a plate-shaped molded product 18. It has a sheet support roller 55 that bends in the direction of movement.
  • a guide sheet 56 for guiding the plate-like molded product 18 conveyed by the sheet supporting roller 55 onto the hearth.
  • the film to be passed through the double-roll compressor together with the mixed raw material is a wide, long, and thin film, and is burned in a rotary hearth furnace. You need something to do. If the film contains an inorganic component, that component will be included in the reduced iron product, so that a hydrocarbon-based or carbohydrate-based film containing almost no inorganic component is included. Is desirable. Specifically, polyethylene and papers described below are suitable.
  • the raw material mixture is formed through a thin film, the obtained molded product is hardly cracked, and a wide sheet-shaped molded product is placed on the hearth. Can be easily mounted.
  • the raw material mixture is charged into a reduction furnace having a rotary hearth through a belt in which the raw material mixture is tightly adhered to one of two rolls of a double roll compressor. After forming and transporting the formed sheet-shaped molded product (plate-shaped molded product) to the vicinity of the hearth with the belt, the plate-shaped molded product is separated from the belt and the belt is It is also possible to produce reduced iron by returning to the double roll compressor and placing the plate-like molded product on the hearth.
  • FIG. 8 (b) is a cross-sectional view schematically showing a configuration of an example of an apparatus for performing the method.
  • this device is brought into close contact with the surface of one of the two rolls (in this example, the pressure receiving roll 45) to perform double roll compression together with the raw material mixture.
  • Endless belt 557 and double roll A sheet that supports the plate-shaped molded product 18 attached to the belt 57 discharged from the compressor 10 and curves the plate-shaped molded product 18 in the moving direction of the hearth 13. It has a belt support port 55 and a belt carrier 58 for driving the belt 57.
  • a guide short 56 that guides the plate-like molded product 18 conveyed by the sheet supporting roller 55 onto the hearth.
  • the guide shot 56 may be plate-shaped, but a roller-shot is desirable for improving the flow of the sheet.
  • the belt to be passed through the double roll compressor together with the raw material mixture a wide and long belt is required. In addition, it must be strong enough to be used continuously. Specifically, a force that can use a rubber belt or the like; a metal belt described later is desirable.
  • this device makes it possible to easily place a wide sheet-like molded product on the hearth without cracking of the resulting molded product and to form the molded product easily.
  • the belt for holding the raw material in a sheet form can be rotated endlessly and reused. Also, since only the plate-like molded product is loaded on the hearth by the guide shoot, there is no concern about contamination of the reduced iron product with impurities.
  • the raw material mixture When the raw material mixture is charged into the reduction furnace having a rotary hearth, the raw material mixture is supplied above the hearth onto an inclined shot composed of a belt that moves in the direction in which the hearth moves. Then, it is compacted on a belt by rollers and formed into a plate shape. The formed plate-like product is transported together with the belt to the vicinity of the hearth, and then separated from the belt. Production of reduced iron may be performed by adopting a method of connecting to a plate-shaped charging shortcut and placing it on the hearth.
  • FIG. 9 is a diagram schematically showing a configuration of an example of an apparatus for performing the above method. As shown in the figure, this apparatus is composed of a feeder 59 for consolidating a raw material mixture 16 cut out from a raw material hopper and a raw material hopper 48 into a plate shape, and a raw material hopper 48.
  • the consolidation and forming roller 59 is located at a position where the raw material mixture 16 placed on the inclined strip 60 can be pressed from above.
  • the rollers 59 are preferably arranged so as to sandwich the belt 61 from both sides.
  • the raw material mixture 16 cut out from the raw material hopper 48 is supplied by a raw material supply adjusting plate 66 at a predetermined thickness onto the inclined shutter 60, where the raw material mixture 16 is cut. It is formed into a plate shape by rollers 59 and transported in the direction of movement of the hearth 13.
  • an auxiliary moving belt 63 composed of a belt 64 moving in the traveling direction of the hearth 13 is installed in contact with the upper surface of the plate-shaped molded product 18. I have.
  • the plate-shaped molded product 18 is pushed in the direction of movement of the hearth 13 by the driving force of the belt 64, and is placed on the hearth more smoothly.
  • This auxiliary moving belt may be installed in the apparatus shown in FIG.
  • the above-mentioned consolidation, forming roller, inclined shoot and charging shoot may be divided into a plurality of pieces.
  • the powdered iron oxide, the powdered solid reducing agent, the water, and all of the binder to be added as needed are all collected at a speed of 300 rpm or more.
  • the mixture is charged into a mixer with a built-in high-speed stirring blade that rotates at a rotation speed, mixed and treated so that the ratio of water to all raw materials is 6 to 18% by mass, and the obtained mixture is formed into a plate.
  • Reduction furnace with rotary hearth Production of reduced iron may be carried out by adopting a method of charging inside.
  • high-speed agitation mixers are used to carry out the heat treatment to achieve higher strength. is there.
  • a binder of water or liquid wets the gap between the powder particles, and the capillary action based on this causes agglomeration between the powder particles to work.
  • strength is developed. Therefore, it is effective to carry out the treatment with a strong stirring force so that the moisture and the binder enter between the powder particles well.
  • Noinder acts similarly to moisture in the granulation and molding of a wet powder to increase the strength of a molded product, and moreover, its action is more than that of moisture. Because it is strong-extremely effective in developing strength.
  • the amount of addition can be reduced as compared with the case where mixing is performed using a normal mixer (for example, fret mill), and the increase in manufacturing cost is suppressed.
  • the reduction in the quality of reduced iron caused by the addition of the binder can be suppressed. Therefore, it is effective to add a binder if necessary, taking into account the type of raw materials to be used. Tar, molasses, bentonite, etc. can be used as the binder. Further, the amount of the binder to be added may be appropriately determined according to the type of the binder to be used.
  • the amount of water to be added at this time should be 6 to 18% by mass relative to the total amount of raw materials. This is because if the water content exceeds 18% by mass, sufficient water is present, so that the effect of high-speed stirring of uniformly dispersing the water between the powder particles is not sufficiently exhibited. However, when the content is less than 6% by mass, the water content is small, so that even if the stirring is performed at a high speed, there is unevenness in the uniform dispersion of the water content between the particles, and the improvement effect is small.
  • the water to be added may be water vapor as well as liquid water. Water vapor disperses better than water and is more effective.
  • a l 2 ⁇ 3 and S i ⁇ 2 may be 4. manufactures reduced iron by employing a method of using 0-1 0.0 mass% content to raw materials in total.
  • a 1 2 03 and S i 02 is Ri major component der constituting the clay content, the higher the content of A 1 2 0 3 and S i ⁇ 2, that is, etc. Ho contains many clay content The strength of the molded product can be increased.
  • the clay component contained in the powdered iron oxide does not have a poor dispersibility like the adhesive component of the binder, and can give sufficient adhesion to the particles constituting the powdered iron oxide.
  • the strength of the molding material is increased by utilizing the clay contained in the powdered iron oxide, instead of utilizing the adhesive strength of the binder as in the past. is there.
  • a binder may be added to the mixture of the powdered iron oxide and the powdered solid reducing agent.
  • the present invention The effectiveness of the method is not diminished and has no adverse effects.
  • reduced iron may be produced by a method using coal containing water having a water content of 6% by mass or more and a particle size of 0.1 mm or more and lmm or less and 50% by mass or more.
  • powdered iron oxide with a small particle size and the use of coal with a large particle size as a solid reducing agent is because powdered iron oxide is dense and coal is 500 Heating up to ° C eliminates volatiles, makes it very porous, and has high reactivity even if the particle size is large.
  • coal contained at least 50% by mass with a water content of 6% by mass or more and a particle size of 0.1 mm or more and 1 mm or less was because coal coal was left alone.
  • Coal usually contains 6% by mass or more of water, and the particle size that can be crushed without drying the coal is 50 lmm or more and 50 mm or less. This is because the particle size is such that it is contained by mass% or more.
  • the upper limit of the water content of the coal is the amount that can be contained while the coal is left in the yard, and is not particularly limited numerically.
  • the particle size of the powdered iron oxide is appropriate so that-0.1 mm (0.1 mm passed through a sieve) is 80% or more.
  • the crusher used for adjusting the particle size of the powdered iron oxide and / or the powdered solid reducing agent by this method is not limited to a specific type. Any of impact mill, roller mill, rod mill, ball mill, etc. may be used.
  • the binder may be added to a mixture of the powdered iron oxide and the powdered solid reducing agent.
  • the addition of the binder does not decrease the effect of the method of the present invention and does not have any adverse effect.
  • the gap between the raw material particles of the plate-like molded product that is, the porosity can be reduced, and a dense filling can be obtained. It is possible to increase the strength of the molded product to be introduced, and further to enhance the reducibility of the powdered iron oxide, and as a result, it is possible to produce reduced iron having a high metallization ratio.
  • the production of reduced iron is performed by depositing agglomerates (pellets) on a hearth of a rotary hearth furnace maintained at a temperature of 110 to 130 ° C in a range of 10 to 20%.
  • the furnace floor is heated to 900 or more mainly by radiant heat from the furnace inner wall, and the hearth rotation speed is adjusted to reach a specified metallization rate during one rotation of the hearth. This is performed by reducing and sintering while discharging, and discharging from the discharge section by a screw feeder.
  • Fig. 10 is an explanatory view of the method of discharging reduced iron by a screw feeder, which has been conventionally used as a mining device,
  • (a) is a top view of a rotary hearth
  • (b) Is a vertical sectional view near the discharge section.
  • the raw material mixture 16 charged from the raw material charging section 12 onto the rotary hearth 13 is subjected to high-temperature reduction of iron oxide in the raw material during one rotation with the rotation of the hearth 13. It is discharged as reduced iron from the product discharge section 14 by the screw feeder 67.
  • Emissions occur after the reduced iron reaches the screw feeder 67 It is performed by moving in the direction perpendicular to the moving direction of the hearth 13 (indicated by the white arrow in the figure) by the rolling and discharging to the outer peripheral side of the hearth 13.
  • a stove fence 68 for accumulating reduced iron is installed.
  • a rail 40 is attached to the lower side of the hearth 13, and the hearth 13 rotates at a constant speed by driving the fixed wheels 41. I do.
  • the inside of the furnace is sealed with sealing water 43.
  • the movement of reduced iron by the screw is extremely slow, and it takes a considerable amount of time for the iron to reach the outer periphery of the hearth and be discharged.
  • the amount of accumulated reduced iron increases.
  • the reduced iron near the inner edge of the hearth must not only travel a long distance from the inner edge to the outer edge, but also move the furnace until it reaches the outer edge. Mixing with the reduced iron in the rest of the bed forces it to stay more and stay in the furnace for a very long time.
  • reduced iron obtained by reducing powdered iron oxide in a reduction furnace having a rotary hearth is discharged by an extruder that reciprocates in a direction perpendicular to the direction of movement of the hearth.
  • the production of reduced iron may be carried out.
  • FIG. 11 are explanatory diagrams of an example of this method, in which a pusher is used as an extruding device.
  • (A) is a schematic plan view
  • (b) is a BB view of (a).
  • the extrusion device reciprocates in the direction perpendicular to the moving direction of the hearth 13 on the inner peripheral side (outside the hearth) of the hearth 13 at the discharge part of the rotary hearth furnace.
  • a moving plate-shaped pusher 69 is installed.
  • the reduced iron that moves to the discharge area with the rotation of the hearth 13 is a pusher.
  • the hearth 13 is pushed out of the hearth from the outer peripheral side thereof, and is discharged through the discharge cut 70.
  • a stop is provided on the downstream side (the moving direction side of the hearth) along the moving range of the pusher 69 indicated by the broken line.
  • One fence 68 is attached, and the pusher 69 moves along the fence 68, so that the reduced iron 73 is completely discharged without fail.
  • the pusher 69 that has moved to the outer periphery of the hearth 13 immediately returns to its original position, and moves again in the direction of the arrow for the next discharge.
  • a discharge guide that spreads in a V shape starting from the center in the width direction of the hearth and moving in the direction of the hearth movement The method of discharging iron to both sides of the hearth along the fence may be used to produce reduced iron.
  • FIG. 11 are explanatory diagrams of an example of this method.
  • (c) is a schematic plan view
  • (d) is a view taken in the direction of arrows B-B in (c).
  • a V-shape is placed on the hearth 13 at the discharge part of the rotary hearth furnace with the center in the width direction of the hearth 13 as the starting point toward the moving direction (downstream) of the hearth 13.
  • Discharge guide fence 71 is installed.
  • the angle of the spread is about 45 degrees on each side with respect to the moving direction of the hearth 13.
  • the auxiliary guide fence 72 is installed in parallel with this guide fence 71 (upstream side) in parallel with the guide fence 71, so that the discharge flow is good and the reduced iron 7 3 is discharged smoothly without stagnation.
  • the installation angle of the discharge guide fence is not particularly limited, as shown in the figure, in order to prevent the reduced iron from staying on the hearth and to quickly discharge it outside the furnace, as shown in the drawing, It is advisable to install them on both sides at an angle of about 45 degrees.
  • the height of the discharge guide fence must be at least as high as the reduced iron that has reached this fence does not exceed 1 fence before it is led to the discharge shot. I just need.
  • the reduced iron obtained by firing in the rotary hearth furnace can be quickly discharged out of the furnace, and as a result, the metallization rate due to the reoxidation of reduced iron described above can be reduced. It is possible to maintain a reduced iron production rate by avoiding a decrease in the heating area on the hearth due to the installation of a cooling device to prevent the reduction and prevent re-oxidation.
  • the retained reduced iron powder remains as iron powder for a while, but if it stays in the furnace for a long time, the iron powder sinters and attaches to the hearth as "fixed matter".
  • the hearth is coated with an iron plate, and in some cases, it is thermally deformed, causing irregularities on the hearth surface.
  • irregularities occur on the hearth surface, uneven firing occurs during firing of the raw materials, which not only greatly reduces the metallization rate of reduced iron, but also hinders the operation and causes a large operational problem. It can also lead to problems.
  • iron adhering to the hearth wrench may cause separation cracks in the wrench when mechanical force is applied to it.
  • the reduced iron powder remaining on the hearth was blown off by a jet gas flow from the discharge part of the reduced iron to the material charging part, and removed from the hearth. can do.
  • the term “from the reduced iron discharge section to the raw material charging section” means that the raw material and the raw material from the reduced iron discharge section to the raw material charging section in the moving direction of the hearth are reduced. The section on the hearth where the generated reduced iron is not placed.
  • FIG. 12 is an explanatory diagram of an example of this method.
  • the figure shows a cross section perpendicular to the moving direction of the hearth.
  • a gas injection nozzle 74 is disposed diagonally from above toward the hearth surface, and gas is injected from the gas injection nozzle 74 to blow off the residual reduced iron powder 75. Keep the hearth surface clean.
  • the angle of the gas injection nozzle with respect to the hearth surface and the height from the hearth surface are not particularly limited. Adjust appropriately so that the reduced iron powder can be effectively blown off and removed from the hearth.
  • the gas may be injected from the nozzles arranged side by side in the direction perpendicular to the moving direction of the hearth in the moving direction of the hearth, but as shown in the figure, the gas is injected in the moving direction of the hearth 13. It is desirable to use a gas injection nozzle 74 that can reciprocate in a direction that is orthogonal to or close to it, and that the nozzle 74 is reciprocated as indicated by the arrow in the figure.
  • the cross-sectional shape of the tip is circular or close to it, it is desirable to use a plurality of gas injection nozzles instead of a single one in the circumferential direction of the hearth. Further, a nozzle whose tip has a flat cross-sectional shape and extends in the circumferential direction of the hearth may be used.
  • the type of gas to be injected is not particularly limited. Nitrogen gas is desirable from the viewpoint of preventing reoxidation of reduced iron powder.
  • the injection pressure of the gas is not limited, and may be appropriately adjusted so that the reduced iron powder can be effectively removed from the hearth.
  • the term "broom with rotating blades” used herein refers to a broom having a cleaning function of sweeping out residual reduced iron powder on the hearth.
  • the broom is not limited, and may be a broom (usually called a "brush") having a hair-like material having a certain hardness and thickness.
  • a broom having rotating blades is, for example, a cylindrical broom having a cleaning brush around it, and is rotatable in the normal and reverse directions around the axis of the cylinder (in other words, the What is necessary is just to use what was comprised.
  • the rotary broom broom 76 shown in the enlarged view of FIG. 13 described below corresponds to this.
  • FIG. 13 is an explanatory diagram of a desirable example of this method. The figure shows a cross section perpendicular to the moving direction of the hearth.
  • a broom equipped with rotating blades is a cylindrical broom having a cleaning brush 77 around it, and the cylindrical shaft 78 can be rotated in the forward and reverse directions using the shaft 78 as a rotation axis.
  • a large number of rotating blades brooms 76 are connected in the direction perpendicular to the axis of the cylinder to form a group of rotating blades brooms 79. That is, a plurality of the rotating blade brooms 79 are placed S in the width direction of the hearth 13 between the reduced iron discharge part and the raw material charging part (two K in the illustrated example).
  • Each rotating blade broom that constitutes the rotating blade broom group 7 9 7 6 Is rotated in the forward or reverse direction as appropriate, and the ring of the rotating blade broom group 79 forms an annular shape, and the ring itself of the rotatable broom group 79 is directed in a direction orthogonal to the moving direction of the hearth 13 or in a direction close to it Or rotate in the opposite direction to remove residual reduced iron powder on the hearth.
  • An annular rotating blade broom group 79 is placed on the hearth, and it is reciprocated in a direction orthogonal to the direction of movement of the hearth 13 or in a direction close to it while rotating it as described above. Is also good.
  • this ring-shaped rotating broom group makes it possible to efficiently remove residual iron powder in a short time and keep the hearth surface clean.
  • the width of the rotating blade broom (the length in the direction of the rotating shaft) is not particularly limited, but it is desirable that the width be the same as the width of the rotating hearth.
  • the moving speed of the rotary broom is not particularly limited, if the entire hearth surface is cleaned with a rotary broom having the same width as the hearth, the moving speed of the hearth is at least the same as the moving speed of the hearth. It is necessary that the speed be at least as high.
  • FIG. 14 is an explanatory diagram of an example of this method.
  • the figure shows a cross section perpendicular to the moving direction of the hearth.
  • the scraper 80 has a lower end in contact with the hearth surface, and is configured to be able to reciprocate in a direction intersecting the moving direction of the hearth 13.
  • the direction that intersects the hearth moving direction is a direction orthogonal to the hearth moving direction, or a direction close to it (less than or equal to 20 'or --20. Angle direction).
  • the reduced iron powder and solid matter remaining on the hearth are removed while the scraper is reciprocated in a direction intersecting with the direction of movement of the hearth. Therefore, it is removed from the hearth. From the viewpoint of shortening the moving distance of the scraper, it is desirable to reciprocate in the direction perpendicular to the moving direction of the hearth. As shown in the figure, if a proper angle is formed at the tip of the scraper, the scraping effect is large, and the adhered substances adhered to the hearth can be removed.
  • the width of the scraper should be the same as the width of the rotary hearth.
  • the reduced iron powder remaining on the hearth is suctioned through a suction hood provided between the reduced iron discharge section and the raw material charging section, and removed from the hearth to produce reduced iron. You may go.
  • FIG. 15 is an explanatory diagram of an example of a case where suction is performed by a suction probe in this method.
  • the figure shows a cross section perpendicular to the moving direction of the hearth.
  • a suction hood 81 (in the example shown, divided into six sections) is provided on the hearth between the reduced iron discharge section and the raw material charging section.
  • Each of the divided suction hoods 81 is finally combined into one tube and connected to the suction blower 83 via the bag filter 82.
  • the reduced iron powder remaining on the hearth is sucked by the suction blower 83 and collected by the filter 82.
  • the suction hood is preferably provided over the entire width of the hearth 13.
  • FIG. 16 is an explanatory diagram of an example of this method.
  • the figure shows a vertical section parallel to the moving direction of the hearth (indicated by arrows in the figure).
  • the reduced iron product 7 installed behind (downstream) the screw feeder 6 7
  • a scraper-type gate 84 is provided with the lower end in contact with the hearth surface on the side of the hearth moving direction of the fixed toe-bend 68 for storing 3.
  • a scraper-type gate 84 is provided on the fixed hearth 68 on the side of the hearth moving direction.
  • the scraper-type gate 84 is configured so that it is lightly pressed against the hearth 13 from above, and contacts the hearth to close the gap between the hearth and the hearth.
  • the scraper type gate 84 is prevented, and the reduced iron powder 75 Residue on the floor is prevented and the hearth surface is kept clean.
  • the position of the scraper-type gate 84 should be the position immediately behind the fixed storage fence 68, as long as the gate 84 is not lightly pressed down on the hearth 13. As shown in the figure, it is desirable to attach it to the stop fence 68 closely.
  • the scraper-type gate 84 can cope with the case where the gap (interval) between the fixed stop fence 68 and the hearth surface differs in the width direction of the hearth. In addition, it is desirable to divide in the width direction.
  • the method for producing reduced iron of the present invention can be easily implemented, and the features thereof can be fully exhibited.
  • the method for producing hot metal of the present invention (the invention of the above (3) and (4)) This is a method for producing a solution using the high-temperature reduced iron produced by the method of the invention of (1) as a raw material.
  • Method (3) is for the case of using a vertical furnace
  • method (4) is for the case of using a smelting reduction furnace for production.
  • the steps (a) to (d) of the invention of (3) and (4) are performed. Is the same as that in the above-mentioned invention (1), and the methods used in the above-mentioned various embodiments employed in the invention (1) may be employed alone or in combination of some of them. Can be. Therefore, here, the steps (e) to (g) will be described.
  • the reduced iron obtained in the reduction step (this method is referred to as a “preliminary reduction step” in the method for producing hot metal in (3) and (4)) is subjected to a temperature of 500 ° C or more from the preliminary reduction furnace. This is the step of discharging at a temperature of
  • the reason why the temperature at the time of discharge is set to 500 ° C. or more is that if the temperature is not less than this temperature, the heat of the reduced iron is effectively used for melting in the next step to improve the dissolution rate of reduced iron. This is because the equipment can be compacted, and the energy efficiency of the entire process can be improved. However, if the internal temperature of the reduced plate-shaped product at the time of discharging is higher than 117 ° C, melt may be present in the plate-shaped product, which may hinder the discharging operation. It is desirable to stop heating so that the temperature inside the furnace falls below 117 ° C before discharging it out of the furnace.
  • a method of blowing an inert gas such as a reducing gas at room temperature or nitrogen onto the surface or a water-cooled plate is used.
  • Various methods such as a method of contacting the surface can be adopted.
  • the next step (f) is a reduction / melting step.
  • a vertical furnace is used in the method (3) for producing hot metal.
  • FIG. 17 is a diagram showing an outline of the process contents and an example of equipment used in the method for producing hot metal of (3).
  • reduced iron 73 In a warm state, the gas is continuously discharged from a discharge port 24 provided in the rotary hearth furnace 11 and sent to the next reduction / melting step in a vertical furnace 85.
  • the reduced iron When the distance to the vertical furnace is long, the reduced iron is transported in a sealed container (not shown) in which an inert gas such as nitrogen is sealed. Since it is installed adjacent to the rotary hearth furnace, which is a pre-reduction furnace, it is shut off from the outside air, and the inside of the transport path is filled with inert gas such as nitrogen or reduction gas such as exhaust gas from a vertical furnace. It is charged into a vertical furnace by a tube conveyor. Since the reduced iron is sintered and plate-shaped at the time of completion of the preliminary reduction, it may be conveyed by a conveyor after being lightly coarsely pulverized.
  • high-temperature reduced iron 73, agglomerated carbonaceous materials (cokes, coal, etc.) 86 and flux 87 for adjusting the slag basicity are used.
  • the furnace has a carbon material bed (not shown), and an oxygen-containing gas (for example, air 89) is blown from a tuyere 88 installed at the bottom of the furnace to burn the carbon material in front of the tuyere.
  • an oxygen-containing gas for example, air 89
  • the smelting furnace used in the hot metal production method of (3) is a vertical furnace having a carbon material bed in the furnace. Like the blast furnace, the surroundings of the combustion zone in front of the tuyere are charcoal. The surrounding material prevents the refractory from being exposed directly to the hot gas and melted. Furthermore, while the basin is agitated in the iron-bath-type furnace used in the method described in the aforementioned Japanese Patent Publication No. 3-68083, the vertical furnace does not. Since there is no agitation in the water pool, it is extremely effective in extending the life of refractories.
  • the reducing atmosphere is as strong as that of the blast furnace, the sulfur in the hot metal can be suppressed to a low level, and high-quality hot metal can be produced. Since the FeO concentration can be maintained as low as that of a blast furnace, it is extremely effective in suppressing wear of refractories.
  • the dust and the like generated from the vertical furnace this may be used in the system.
  • the exhaust dust 30 is blown from the tuyere 88 of the vertical furnace 85 and used as a part of the raw material of the rotary hearth furnace 11. You. This improves the efficiency of raw fuel use and eliminates the need for waste such as dust to be discharged outside the system, eliminating the need for disposal, which is advantageous in terms of cost and environmental conservation. It is.
  • a smelting reduction furnace for production is used in the reduction / melting step.
  • FIG. 18 is a diagram showing an outline of the process contents and an example of equipment used in the method for producing hot metal of (4).
  • the reduced iron 73 is continuously discharged at a high temperature from a discharge port 24 provided in the rotary hearth furnace 11, and is then reduced by a subsequent smelting reduction furnace 94 for production.
  • the production reduction melting furnace is a preliminary reduction furnace. Since it is installed adjacent to a rotary hearth furnace, it is cut off from the outside air and buckets inside a transport path filled with inert gas such as nitrogen or reducing gas such as exhaust gas from a production reduction melting furnace. It is charged into a production melting furnace by a conveyor or the like. Since the reduced iron is sintered and formed into a plate at the time of completion of the preliminary reduction, the reduced iron may be lightly coarsely pulverized and then charged into a reduction melting furnace for production.
  • high-temperature reduced iron 73, carbon material 86, and slag A flux 87 for adjusting the basicity has a molten metal bath 95 and a molten slag bath 96 in the furnace, and a stirring gas 97 is blown into the molten metal bath 95 from the bottom. Then, the molten metal bath 95 and the molten slag bath 96 are stirred, and the oxygen is supplied into the furnace from above, for example, by a water-cooled lance 98. It is charged, reduced and melted, and hot metal and slag 91 are discharged from the taphole at the bottom of the furnace.
  • carbon material is burned by oxygen introduced into the furnace from the furnace upper part, and CO gas generated by reducing unreduced iron oxide contained in reduced iron And combusting a part of the combustible gas generated from the carbonaceous material, and using the generated combustion heat to dissolve the reduced iron, the ash in the carbonaceous material, and the fluxes,
  • the material reduces the unreduced iron oxide contained in the reduced iron.
  • the combustible gas generated from the carbonaceous material is C ⁇ , H 2 gas, etc. At this time, the heat necessary for reducing the iron oxide is also supplied, and the carbon necessary for carburizing the molten metal bath is also supplied.
  • coal is used as the above-mentioned carbonaceous material, and quicklime, dolomite, etc. are used as the flux.
  • this smelting reduction furnace for production is not a packed bed type furnace like a blast furnace, it does not use coke and does not require strong coking coal for coke. In addition, it has the major advantage of not requiring a coke oven, which requires a large investment and has many environmental restrictions.
  • the waste dust generated from the smelting reduction furnace for production may be used in the system.
  • Ri by discharge Dust 3 0 is used by the charged and part of the monitor raw material from the top of the manufacturing ⁇ dissolved reducing furnace 9 4 (in this).
  • the use efficiency of raw fuel is improved, and dust and other substances are not discharged to the outside of the system, thereby eliminating the need for disposal. This is advantageous in terms of cost and environmental conservation.
  • Step (g) is a gas recovery step in which a vertical furnace or a smelting reduction furnace for production is used. In addition to recovering the waste, a part of it is introduced into the pre-reduction furnace as fuel for the pre-reduction furnace. That is, as shown in Fig. 17 or Fig. 18, the generated gas (exhaust gas 31) is collected after dust and the like are removed by a dust remover 93 such as a cyclone. . The recovered gas can be sent to the lower process as it is or used separately for power generation.
  • reduction of powdered iron raw material can be rapidly progressed in the pre-reduction furnace to produce reduced iron.
  • the reduced iron can be charged into a vertical furnace or a smelting reduction furnace for smelting at a high temperature and melted with high thermal efficiency, thereby producing good quality hot metal.
  • a powdered iron raw material having the composition shown in Tables 1 to 3 and coal (pulverized coal) and bentonite (binder) as powdered solid reducing agents were prepared.
  • Table 4 shows the particle size composition of powdered iron raw materials and coal.
  • the high-temperature heating and reduction test furnace 9.9 has two burners installed in the upper and lower stages, and the lower burner 101 generates flammable volatile components from the solid reducing agent. The air is blown to the surface of the plate-like molded product 18 or the pellet as an oxygen-containing gas for a limited period to burn flammable volatile components. When the generation of flammable volatile components was completed, the use of the lower parner 101 was stopped.
  • the upper burner 100 is a heating burner for maintaining the temperature in the furnace at a predetermined temperature.
  • the test furnace is of a fixed type, the burners are installed in two stages above and below.
  • the oxygen-containing gas blows onto the surface of the molded product at the angle of the burner installed in the section where the flammable volatile components are generated, which is located downstream of the plate-shaped molded product charging section.
  • the angle should be set at an appropriate angle.
  • the oxygen-containing gas blown into the furnace is heat-exchanged with the exhaust gas and preheated to about 500 to 600 ° C before being blown.
  • the target value of the metallization rate was set at 92%, and the reduction time required to achieve this target value was measured.
  • the results are shown in Table 6 above.
  • the test was performed under the conditions of Case 1 first. As a result, it was confirmed that a metallization ratio of 92% could be achieved if the reduction time was about 15 minutes without pelletization. This reduction time is about 8 to 10 hours compared to the reduction time of the shaft furnace type direct reduction method using the reduced gas obtained by reforming ordinary natural gas. This shows that it can be extremely short.
  • Case 2 is a case where the upper surface of the plate-like molded product has irregularities, and the reduction time is almost the same as in case 1, but the loading capacity of the raw material per unit area of the hearth is about 1. It was confirmed that the productivity increased by about 1.9 times from the increase of 9 times. This is because even when the loading capacity of the raw material per unit area of the hearth is about 1.9 times, the heat receiving area is increased due to the unevenness formed on the upper surface of the plate-like molded product, and the convex part has both sides. The heating rate was improved by being heated from the beginning. It is thought to be due to
  • Case 3 was obtained by placing a plate-like molded product on a thin layer of powdered solid reducing agent on the hearth and reducing it at a high temperature.In other cases, some of the reduced iron adhered to the hearth. On the contrary, there was no fixation of reduced iron in this case.
  • Case 5 is a case where a conventional dry pellet is used.
  • the reduction time in this case was 10 minutes, which was slightly shorter than in Case 4. This is presumably because the pellets were used after drying, while the plate-like moldings were used without drying.
  • the method of the present invention in which a powdery raw material is used as a plate-like molded product is a reduction method that is comparable to the case of using agglomeration (pelleting). This can be said to indicate this.
  • Case 6 uses ore B (iron oxide in the form of magnetite) shown in Table 1, but the reduction time is 11 minutes, and Case 4 (iron oxide in the form of hematite). (Using ore A from Italy)). This is because although the reduction of magnetite and hematite to metallic iron is both endothermic reactions, the heat of reaction per iron atom is about 470 kca 1 / mo for magnetite. 1 The temperature drop in the molded product is small As a result, it is considered that the reduction reaction was promoted.
  • Case 7 is a case where iron ore A is made of an iron material blended with dust generated in an ironworks
  • case 8 is a case where an iron material with a dust and mill scale blend is used.
  • the reduction times were about 12 minutes and 11 minutes, respectively, which were almost the same as in case 4 using iron ore.
  • Coal-200 mesh 75 mass%, one 325 mesh: 60 mass%
  • the small hot metal production test facility shown in Fig. 17 was used.
  • a rotary hearth furnace 11 was used as a preliminary reduction furnace
  • a vertical furnace 85 was used as a production furnace
  • a raw material receiving hopper 26, a mixer 22 and a waste heat recovery heat exchanger 3 were used. It is a facility composed of 4 and others.
  • Raw material receiving hopper 26 A predetermined amount of powdered iron oxide 27 (pulverized ore), reducing agent 28 (pulverized coal) and binder 29 cut out from each hopper by a predetermined amount and mixed. The mixture was charged into 22 and a small amount of water was added and mixed sufficiently, and then the mixture was charged into the rotary hearth furnace 11.
  • the charging to the hearth was performed by the method shown in FIG. 2 in which the sheet was formed into a plate by the forming and charging device and then placed on the hearth.
  • the thickness of the plate-like molded product was 15 mm.
  • the air including the combustion air, was used for heat exchange with the exhaust gas from the rotary hearth furnace to preheat it to 600. After the generation of flammable volatile components was completed, the average gas temperature in the furnace space was set to about 130. The target value for the metallization rate of reduced iron was 92%.
  • the reduced iron obtained in the rotary hearth furnace 11 was taken out of the furnace at about 1150, lightly coarsely pulverized, and then charged into the vertical furnace 85 from the top of the furnace. From the top of the vertical furnace 85, the coke with the properties shown in Tables 8 and 9 was added together with limestone. Charged. The amount of limestone was adjusted so that the slag basicity was 1.25. From the tuyere 888, in addition to the case where air 89 and oxygen 90 are blown, the case containing carbon-containing substance 92 (pulverized coal) is blown to reduce the consumption of coke, which is more expensive than pulverized coal. Was also considered.
  • Hot metal was discharged together with slag from a taphole provided in the lower part of the furnace.
  • the exhaust gas 31 of the vertical furnace 85 is dust-removed by a dust remover 93 (cyclone), and a part of the exhaust gas 31 is passed through a panner 25 as fuel to be used in the rotary hearth furnace 11. The fuel was blown, and the rest was collected for fuel at other facilities.
  • a dust remover 93 cyclone
  • Case 1 is a test in which the raw material mixture according to the conventional method was pelletized, and the reduction time in the rotary hearth furnace was 10 minutes.
  • Case 2 is a case where the raw material mixture is formed into a plate. Even if agglomeration (pelleting) is not performed, if the reduction time is about 15 minutes, a metalization rate of 92% can be reduced. It was confirmed that the original iron could be obtained. This reduction time is compared with a reduction time of about 8 to 10 hours for a shaft furnace type direct reduction method using a reducing gas obtained by reforming ordinary natural gas. And that it can be extremely short.
  • Case 3 is a case where a powdered solid reducing agent is spread thinly on the hearth and a plate-like molded product is placed on the hearth for high-temperature reduction.In other cases, some reduced iron is found to stick to the hearth. On the other hand, there was no reduction iron fixation.
  • Case 4 is a case where the irregularities shown in FIG. 3 are provided on the upper surface of the plate-like molded product.
  • the productivity was increased by about 1.9 times because the loading capacity of the raw material per unit area of the hearth was increased by about 1.9 times. It was confirmed that it improved. This is due to the fact that the heat receiving area increased due to the unevenness formed on the upper surface of the plate-shaped molded product even when the loading capacity of the raw material per unit area of the This is considered to be due to the fact that the heating rate was improved by heating from both sides.
  • Case 5 is a case where the air is heated to about 600 ° C and blown, the oxygen consumption is reduced by 57 Nm 3 Zpt compared to Case 2, and the combustion in the vertical furnace The ratio also decreased, confirming the effect.
  • Powdered iron ore having the composition and particle size composition shown in Tables 7 to 9 used in Example 2 coal (pulverized coal) used as the powdered solid reducing agent, and Table 3 used in Example 1
  • a mixture was prepared by mixing the bentonite shown in Table 12 in the mixing ratio shown in Table 12 below.
  • the small-size production test facility shown in Fig. 18 was used.
  • a rotary hearth furnace 11 was used as a preliminary reduction furnace
  • a smelting reduction furnace 94 for production was used as a production furnace
  • a raw material receiving hopper 26, a mixing machine 22, and waste heat recovery were used.
  • the facility is composed of heat exchangers 3 and 4.
  • the powdered iron oxide 27 (pulverized ore), the reducing agent 28 (pulverized coal) and the binder 29 received in the raw material receiving hopper 26 are cut out from each hopper by a predetermined amount.
  • the mixture was charged into a mixer 22 and a small amount of water was added to mix sufficiently, and then the mixture was charged into a rotary hearth furnace.
  • the charging to the hearth was performed by a method in which the powdery mixture shown in FIG. 2 was formed into a plate shape with a roller and placed on the hearth.
  • the thickness of the plate-like molded product was 15 mm.
  • the air including the combustion air, was used for heat exchange with the exhaust gas from the rotary hearth furnace to preheat it to 600. After the generation of flammable volatile components was completed, the average gas temperature in the furnace space was set at about 1300. The target value for the metallization rate of reduced iron was 92%.
  • the reduced iron obtained in the rotary hearth furnace 11 was taken out of the furnace at about 1150, lightly coarsely pulverized, and then charged into the melting reduction furnace 94 for production from the top of the furnace.
  • carbon material 86 (coal) was charged together with flux 87 (limestone). The amount of limestone was adjusted so that the slag basicity was 1.25.
  • Hot metal was discharged together with slag from a taphole provided in the lower part of the furnace.
  • Part of the exhaust gas 31 from the smelting reduction furnace 94 for production was used as fuel for the rotary hearth furnace 11, and the rest was recovered as fuel for other facilities.
  • Air volume (NmVpt) 2145 2145 2145 1144
  • Production furnace exhaust power consumption (Nm / pt 538 538 538 538 Reduction time in pre-reduction furnace (min) 10 15 15 15 Reduction iron metallization rate (%) 92.0 92.0 92.0 91.8 Reduced iron discharge temperature CC) 1150 1150 1150 Reduced iron adhered to hearth Wakato Slightly none Slightly generated Occurrence?
  • Case 1 Ri Test der in the case where the pair les tools preparative the raw material mixture of the filtrate come when Ru good to conventional methods, c cases reduction time in the rotary hearth furnace was 1 0 minutes in the case of this scan 2 Is a case where the raw material mixture is formed into a plate shape. Even if agglomeration (pelleting) does not occur, reduced iron with a metallization rate of 92% can be obtained if the reduction time is about 15 minutes. Was obtained. This reduction time is about 8 to 10 hours compared to the reduction time of the shaft furnace type direct reduction method using the reduced gas obtained by reforming ordinary natural gas. , Indicating that it can be extremely short.
  • Case 3 is a case where a plate-like molded product is placed on a thin layer of powdered solid reducing agent on the hearth and reduced at high temperature.In other cases, it is recognized that some reduced iron adheres to the hearth. On the other hand, there was no fixation of reduced iron.
  • Case 4 is a case where the unevenness shown in FIG. 3 is provided on the upper surface of the plate-like molded product.
  • the metallization rate and reduction time were almost the same as in Case 2, but productivity was about 1.9 because the loading capacity of raw materials per unit area of the hearth was increased by about 1.9 times. It was confirmed that it improved twice. This is due to the fact that the heat receiving area increased due to the unevenness formed on the upper surface of the plate-like molded product even if the loading capacity of the raw material per unit area of the It is considered that the part was heated from both sides and the rate of temperature rise was improved.
  • Table 14 Using the iron ore powder shown in Table 14 and the fine coal shown in Table 15 at the rate shown in Table 16, they were mixed, and then mixed with a double roll compressor. It was formed into a plate-shaped molded product with the dimensions shown, charged into a rotary hearth furnace via a charging shot, and fired to obtain reduced iron.
  • Table 17 shows the equipment specifications and operating conditions of the rotary hearth furnace used.
  • Powdered solid reducing agent Chemical composition (mass%) Particle size Type Brand c H Fe 2 0 3 Si0 2 A1 2 0 3 VM -7 A urn -44 m Coal Woodland '74.3 4.4 1.0 5.9 3 .1 34.2 86% 44%
  • Example 4 The fine iron ore shown in Table 14 of Example 4 and the fine coal shown in Table 15 were mixed together at the E ratio shown in Table 16 and mixed. Then, it was formed into a plate-like molded product having the dimensions shown in the table using a double roll compressor, charged into a rotary hearth furnace via a charging shot, and fired to obtain reduced iron.
  • the equipment specifications and operating conditions of the rotary hearth furnace used were the same as in Example 4.
  • the fine iron ore shown in Table 14 and the fine coal shown in Table 15 of Example 4 were blended at the blending ratio shown in Table 16 and mixed. It was formed into a pellet or a plate-like molded product shown in Table 20 and charged into a rotary hearth furnace through a charging shoot, and calcined to obtain reduced iron.
  • the equipment specifications and operating conditions of the rotary hearth furnace used were the same as those in Example 4 except that the rotary hearth speed was adjusted so that the time from charging the raw material to discharging the product was 9 minutes.
  • Cases A and B are cases in which a fret mill conventionally used as a mixer is used (both are conventional examples).
  • fine iron ore 3 and fine coal 4 were mixed using a high-speed stirring mixer with a rotation speed of 300 rpm as a mixer 22.
  • the water 7 are batch-mixed so that the water content of the forming raw material is constant at 11% by mass, and the double-roll compressor 10 (10) is installed immediately above the raw material charging section 12 of the rotary hearth furnace 11. (Enlarged and shown), and formed into a plate, and charged into the rotary hearth 13 with the charging shoot 102 to produce reduced iron.
  • Case C uses a conventional mill as a mixer (Example of the present invention)
  • Cases D1 and D2 both use a high-speed stirring mixer (Example of the present invention).
  • D1 is the case where pulverized coal is used as it is
  • D2 is the case where it is previously dried.
  • the metallization ratio of the example of the present invention using the high-speed stirring mixer was higher.
  • a higher metallization rate was obtained by pre-drying the pulverized coal.
  • Figure 21 shows the relationship between the water content of the raw material and the metallization ratio of reduced iron. From these results, it can be seen that in case D1, a high metallization ratio can be obtained when the raw material moisture content is 6 to 18% by mass. No. 21
  • Powdery iron raw material Chemical composition (mass%) Particle size Type Brand Fe 2 0 3 Si0 2 A1 2 0 3 FeO ZnO -1mm Iron ore ⁇ . Lettov Nd MBR 97. 0 1.0 0.5 0.1 0.10 80% Iron ore power rush "Yass 96. 2 0.5 0.8 0.1 0.1 0.00 43%
  • Powdered solid reducing agent Chemical composition (mass%) Particle size Type Brand CH Fe 2 0 3 Si0 2 AlsOa VM -1mm Coal Woodland 74. 3 4.4 1.0 5.9 3. 1 34. 2 13%
  • Powdered iron raw material Powdered solid reducing agent Remarks Components of powdered iron ore Various types of iron ore 79% Coal (Woodland) 21% Conventional example:
  • Pulverized coal mixing test The production of reduced iron with a 9% moisture content was carried out in the form of a plate using a double roll compressor equipped with a double roll of 5.0 m in diameter according to the manufacturing process shown in Fig. It was formed by charging it into a rotary hearth furnace with a charging shot, and firing it.
  • the equipment specifications and operating conditions of the rotary hearth used were the same as in Example 6.
  • a powdered iron raw material is fine iron ore with a particle size of 80% (pellet feed MBR), and 9% by weight of water as a powdered solid reducing agent
  • Particle size is adjusted by grinding the coal while adjusting the gap with an impact mill, and has a particle size of 0.1 to 1 mm.
  • the effect of coal particle size (particle size 0.1 to lmm ratio) on the metallization rate of reduced iron was investigated by changing the particle ratio (particle size 0.1 to lmm ratio).
  • the gap adjustment of the impact mill was performed under the same conditions, and the mixing and grinding was conducted with 150 parts by weight of iron ore added to 100 parts by weight of coal. Conducted a similar survey.
  • Figure 23 shows the survey results.
  • the symbol “ ⁇ ” indicates that the coal was pulverized alone, and the symbol “ ⁇ ” indicates that the coal was pulverized by adding iron ore.
  • a high metallization ratio was obtained when the ratio of coal with a particle size of 0.1 to 1.0 mm was 50% or more.
  • iron ore is added and mixed and milled (marked with “ ⁇ ”), there is little adhesion of coal to the mill and efficient milling is possible.
  • the ratio of coal having a particle size of 0.1 to 1. O mm could be increased, and a higher metallization ratio was exhibited.
  • Fine iron ore and fine coal having the composition and particle size used in Example 4 were mixed at the mixing ratio shown in Table 25, and then mixed, and similarly mixed with the dimensions shown in Table 25. It was formed into a pellet or a plate. Using this molding raw material, reduced iron was manufactured under the conditions shown in Case 1 to Case 3 in Table 26, and the production rate at that time was determined to evaluate the effects of the present invention.
  • the equipment specifications and operating conditions of the rotary hearth used were the same as in Example 4 except that the rotary hearth speed was adjusted so that the product metallization rate was 92% ⁇ That is, if the metallization rate of the reduced iron was lower than the target value (92%), the rotation speed was reduced and the firing time was extended to increase the metallization rate. In this case, productivity decreases. Conversely, if the metallization rate was higher than the target value, the rotation speed was increased, the firing time was reduced, and the metallization rate was reduced to the target value. In this case, productivity will increase.
  • Case 1 Pellet flat sheet (Materials are formed outside the furnace) 1.05 Conventional example Case 2 Plate-shaped object Curved shot 2.08 Example of the present invention Case 3 Plate-shaped object Tip tip 2 24
  • the case 1 of the present invention has a diameter of 7.5 m using a dish-shaped pelletizer according to a conventional method, according to the manufacturing process shown in FIG. This is the case where a 2 O mm beret is manufactured and charged into a rotary hearth furnace with a flat plate-type shot (conventional example).
  • Cases 2 and 3 are cases where the double-roll compressor is installed directly above the raw material charging section of the rotary hearth furnace.Case 2 uses a charging cut whose tip is concavely curved.
  • Case 3 is the case where the case was installed using the tip shuttle connected to the installation device with a hinge.
  • the example of the present invention is compared with the conventional example.
  • the amount of powder generated is small due to the small impact force applied to the forming material before it is charged into the hearth, the adverse effect of powder adhesion in the furnace is small, and the production rate of reduced iron has been improved. .
  • Fine iron ore and fine coal having the composition and particle size used in Example 4 were used, and were blended at the blending ratio shown in Table 27, then mixed, and similarly mixed with the paper having the dimensions shown in Table 27. It was molded into a let or plate-like molded product. Using this molding material, reduced iron was produced under the conditions shown in Case 1 to Case 5 in Table 28, and the production rate at that time was determined to evaluate the effects of the present invention.
  • the equipment specifications and operating conditions of the rotary hearth used were the same as in Example 4 except that the rotary hearth speed was adjusted so that the product metallization rate was 92%. Table 27
  • Case 1 Pellet (formed outside the furnace) 1.00 Conventional example Case 2 Plate-shaped ⁇ Object Figure 8 (a) 0. Iran * e. FIG. 8 (a) 30 g / m 2 paper 2.54
  • Case 4 plate-like product FIG. 8 (b) 10 mm ⁇ Fig. 8 (b) lmmJ ⁇ -sleeve of Fig. 8 2.44
  • Case 1 uses a 20 mm diameter pellet as in the case of the eighth embodiment. Manufacture In this case, it was charged into a rotary hearth furnace with a flat-plate type shot. Cases 2 and 3 were packed together using a charging device as shown in Fig.
  • the raw material was not burnt, stable firing was possible, and the production rate of reduced iron was improved. This is due to the fact that the raw material mixture was loaded onto the hearth in a sheet form at a high filling rate.
  • Cases 2 to 4 are formed in a plate shape.
  • a single double-roll compressor with a width of 5 m is installed directly above the raw material charging section of the rotary hearth furnace.
  • the roll was installed upstream of the rotating bed, and the fixed roll without pressure was installed downstream of the rotating bed.
  • Case 3 conversely, the roll on the compression and pressurizing side of the double roll compressor was installed downstream of the rotating moving bed, and the non-pressurized fixed roll was installed upstream of the rotating moving floor.
  • the same double-roll compressor (5 m wide, 1 unit) was used.
  • the present invention example shows a comparison with the conventional example.
  • productivity is improved when the pressure roll of the double roll compressor is placed downstream of the rotating hearth in the moving direction, and when multiple double ⁇ -roll compressors with shorter roll lengths are installed. The effect was significant.
  • a plate-like molded product can be obtained only by molding a raw material mixture with a roller or the like. It is extremely short compared to the case where it is used, and the operation and maintenance of the equipment used for molding are easy. In addition, the pellets are insufficient in strength until agglomerated, and must be dried to increase the strength. In the case of this plate-like molded product, however, the supporting rollers and the charging sheet If it is placed on the hearth through such as, it will not collapse even without going through the drying process. Even a slight crack caused by the high temperature inside the furnace does not lead to collapse and does not hinder the reduction. This method can be easily implemented by using the above-described apparatus for producing reduced iron of the present invention.
  • the reduced iron obtained by the above method is charged into a vertical furnace or a smelting reduction furnace for production at a high temperature and melted with high thermal efficiency to produce high quality hot metal.

Landscapes

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

Description

明 細 書 還元鉄の製造方法及び装置 技術分野
本発明は、 粉状の酸化鉄、 例えば粉状の鉄鉱石や製鉄所で発生する鉄 分を含んだダス ト、 ス ラ ッ ジ、 スケール等と、 粉状の固体還元剤、 例え ば石炭、 木炭、 石袖コーク ス、 コ 一ク ス等を混合 し、 塊成化する こ とな く、 板状に成形して加熱された炉に装入 し、 高温還元して還元鉄を製造 する方法及びその際に用いる装置、 並びに こ の還元鉄を高温状態で竪型 炉又は製鍊用溶解還元炉へ装入 して溶銑を製造する方法に関する。 背景技術
近年、 電気炉による鋼材の製造が盛んになるにつれて、 その原料と し て用いる鉄源を鉄鉱石の固体還元によ つ て得る技術が注目 されている。 その技術の代表的なものと しては、 粉状の鉄鉱石と、 同 じ く 粉状の固体 還元剤と を混合して塊成化物、 いわゆる 「ペ レ ツ ト 」 とな し、 これを高 温に加熱する こ とで鉄鉱石中の酸化鉄を還元して固体状金属鉄とする技 術がある (例えば、 米国特許第 3 , 4 4 3 , 9 3 1 号明細書、 特開平 7 - 2 3 8 3 0 7号公報) 。
上記米国特許第 3, 4 4 3 . 9 3 1 号明細書に開示されている粉状鉄 鉱石の還元プロセスは、 概略、 次の工程からなる。
1 ) 石炭、 コー ク ス等の粉状固体還元剤と粉状の鉄鉱石と を混合 して、 生ペ レ ツ ト を作る。
2 ) この生ペ レ ツ ト を、 ペ レツ ト 内から発生する可燃性揮発成分が発火 しない程度の温度域に加熱して付着水分を除去する。
3 ) 得られた乾燥ペ レ ッ ト を高温に加熱して還元し、 金属化を進める。 4 ) 金属化したペ レ ツ ト を冷却してから炉外へ排出する。
しか しながら、 上述の米国特許第 3 , 4 4 3 , 9 3 1 号明細書に開示 されている よう な従来の還元鉄の製造方法 (便宜的に 「ペ レ ツ ト法」 と 記す) には基本的に次のよ うな問題点がある。
1 ) 塊成化 したま までは塊成化物 (ペ レ ッ ト ) の強度がハ ン ド リ ングに 耐え得ないので、 還元炉に装入する前にペ レ ツ ト の乾燥を行う必要があ る。 そのため機構の複雑な塊成化設備に加えて乾燥設備をも必要と し、 その運転 ' 保守の費用もかな り のものとなる。 そ して、 ペ レ ッ ト の乾燥 から還元終了までの所要時間が長く なるので、 生産効率が低く 還元鉄の 製造コ ス ト を低く 抑える こ とが難 しい。
2 ) 塊成化の際に所定サイ ズ以外の粒子が生成するのを避ける こ とがで きない。 そのアンダーサイ ズはそのま ま再度混合工程へ、 また、 オーバ —サイ ズは粉砕してから混合工程へ戻す必要があ り、 生産効率が悪い。
3 ) 製鉄所内で発生する鉄分を含むダス ト、 ス ラ ッ ジ、 ス ケール等も貴 重な鉄源であるが、 こ の製鉄所排出酸化物は、 回収されたままの形態で は粉状物質が結合して固ま つた塊状、 あるいはミ ルスケールのよ う に、 ペ レ ツ ト化するには大き過ぎる形状をな している こ とが多い。 したがつ て、 これらを粉状鉄鉱石に代えて単独で、 または粉状鉄鉱石と混合 して. ペ レ ツ ト状に塊成化する場合、 あらか じめ所定の粒度に微粉砕する必要 があ り、 微粉砕設備が欠かせない。
ペ レ ツ ト の還元反応は温度が高いほど速く 進むので、 還元反応速度を 高めて生産性を向上させるためには、 ペ レ ツ ト の昇温速度を大き く し、 速やかに所定の温度まで到達させる こ とが肝要である。 前記の特開平 7 — 2 3 8 3 0 7号公報に提案される方法では、 ペ レ ツ ト を炉内に装入 し てから しばら く の間は装入ペ レ ツ 卜 の表面に酸素含有ガスを供給 して、 ペ レ ツ ト 内から発生する可燃性物質を積極的に燃焼させ、 その燃焼熱に よ っ てペ レ ッ ト の表面温度を速やかに還元適正温度にまで昇温させる こ とを特徴と している。
しか し、 特開平 7 _ 2 3 8 3 0 7号公報に開示される方法も原料の混 合、 塊成化、 乾燥という工程を経る 「ペ レ ツ ト法」 の範疇にあ り、 前記 のぺ レ ッ 卜法の問題点はほ とんど解決されていない。
還元鉄を製造するに当た っては、 炉床が水平に回転移動する加熱炉床 (以下、 「回転炉床」 という) を有する炉が注目 され、 前記の米国特許 第 3 , 4 4 3 , 9 3 1 号明細書に開示されてい る プロ セ ス で も こ の炉 (以下、 「回転炉床炉」 という) が用い られている。
こ の回転炉床炉は古く か らある ロータ リ ーキルン炉とは異な り、 設備 コ ス ト が安価であるのが特徴であるが、 一方、 炉床が水平に回転するた めに原料の装入および製品の排出に配慮が必要である。
第 1 図は、 原料の加熱を回転炉床炉を用いて行う従来の還元鉄の製造 プロ セ スの一例の概略図である。 図示する よ う に、 粉砕機 1 で所定の粒 度に調整した粉鉄鉱石 3 と乾燥機 2及び粉砕機 1 で処理した粉石炭 4 に ノ イ ング一と してのベン ト ナイ ト 5 を添加 し、 混練機 6 で、 さ らに水分 7やタ 一ル 8 を添加 して混合する。 こ の混合原料をペ レタ イ ザ一 9 また はダブルロール圧縮機 1 0 で塊成化し、 回転炉床炉 1 1 の原料装入部 1 2へ移送して炉内へ装入 し、 炉床 1 3 の移動に伴って 1 回転させる間に 鉄鉱石中の酸化鉄を高温還元して固体状金属鉄とする。 得られた金属鉄 は排出部 1 4 から取り 出される。 符号 1 5 は排気口である。
粉状酸化鉄と粉状固体還元剤は、 必要に応じて乾燥処理、 破砕処理が 施された後、 混練処理されるが、 その際、 必要に応じてバイ ンダーと し ての水分、 タ ール、 糖蜜、 有機系樹脂、 セ メ ン ト、 ス ラ グ、 ベン ト ナイ ト、 生石灰、 軽焼 ドロマイ ト、 消石灰が添加される。
混練された原料は、 デス クペ レタ イ ザイ 一によ り球状のペ レ ツ ト に、 またはダブルロール圧縮機によ り プリ ケ ッ ト に塊成化される。 この場合, ペ レ ッ ト にするためには粒径が 0 . 1 m m以下の粒度の原料が適し、 ブ リ ッ ケ ト には粒径が 1 m m以下の粒度のものが適するので、 あ らか じめ 所定の粒度に微粉砕する必要がある。 また、 塊成化物 (上記のペ レ ツ ト、 プリ ケ ッ ト を指す) の強度を高めるため、 原料成形後に乾燥処理または 養生処理が施される場合もある。
得られた塊成化物は、 ベル ト コ ンべヤーで回転炉床炉の上部に送られ、 そこから回転炉床上に幅広く 分散する よう に装入シュ一 ト を用いて装入 され、 レべラーによ り ならされる。 続いて、 炉内を移動する間に加熱還 元され、 金属鉄となる。
しか しながら、 上述のよ うな従来の還元鉄の製造方法には、 つぎのよ う な問題がある。 すなわち、 塊成化物は回転炉床炉に装入される までの 間に粉化し、 小粒径の粒度の異なる塊成化物となる と と もに粉を発生し、 その状態で回転炉床に装入される。 そのため、 炉内に装入された発生粉 は燃焼ガス によ り飛散し、 炉壁に溶融付着 して、 設備 ト ラ ブルの原因と なる。 また、 回転炉床に溶融付着した り、 溶融浸食して、 床面が荒れ、 設備 ト ラブルの原因となる。
さ らには、 塊成化物の粒度が異なるため焼成にむらを生 じ、 9 2 %程 度の金属化率を有する還元鉄を製造するためには焼成時間を延長する必 要が生 じ、 還元鉄生産性が悪化する。
この塊成化物の粉化の悪影響を防止するため前述したバイ ンダーが添 加され、 効果を奏しているが、 粉化が完全に防止されるわけではない。 また、 有機系バイ ンダーは高価なも ので、 製造コ ス ト を上昇させ、 一方、 無機系バイ ンダーは鉄分以外のス ラグ分を含有するため還元鉄の品位を 低下させる という欠点がある。
上記のよ う に、 従来の 「ペ レ ッ ト法」 には多く の問題点がある。
一方、 従来、 溶銑は主に髙炉法によ り製造されてきた。 高炉法は、 塊 状の鉄原料と塊状のコーク スを炉上部から装入し、 炉下部に設置された 羽口から熱風を吹き込んでコ一ク スを燃焼させて高温の還元ガスを生成 し、 鉄原料の主成分である酸化鉄を還元し、 溶解するプロ セ スである。 最近においては、 シ ャ フ ト還元炉で塊状の鉄原料を還元 して還元鉄を 製造し、 こ の還元鉄を高温状態で炉上部から炭材流動層型溶解炉へ装入 して還元と溶解を行い、 溶銑を製造する方法が開発され、 すでに実用化 されている。
また、 粉鉄鉱石から直接溶銑を製造する方法と して も、 種々 の方法が 開発されている。 例えば、 特公平 3 — 6 0 8 8 3号公報には、 微粉鉄鉱 石と微粉炭素質材と を塊成化し、 こ の塊成化物を回転炉床炉で予備還元 し、 1 0 0 0 °C以上の温度で排出させ、 炉内に溶融金属浴を有する製鍊 炉内の浴の表面下に前記微粉炭素質材を導入する と と も に こ の製鍊炉内 で前記予備還元した塊成化物を還元 · 溶解する方法が開示されている。 なお、 こ の と き製鍊炉から排出される排ガスは、 回収され、 予備還元用 燃料と して回転炉床炉へ導入される。
しか しながら、 これらの従来技術には次のよう な欠点がある。
まず、 高炉法においては、 塊状の鉄原料およびコ ーク スを必要とする という欠点がある。 高炉法では、 石炭をコ一ク ス炉で乾留 して コーク ス 化し、 篩い分け した後の塊状のコ ータ スが使用されるが、 こ の高炉法に おいては、 コーク ス用強粘結炭は資源的にみて遍在している こ と に加え、 コ 一ク ス炉リ プ レース時の巨額な投資負担およびコーク ス炉が原因とな つて発生する公害の防止が大きな課題となっている。 一方、 鉄原料につ いて も、 塊鉱石を使用する場合を除いて、 粉鉱石を塊状化し、 ペ レ ッ ト あるいは焼結鉱に して使用せざるを得ない。 しか し、 塊鉱石の供給が非 常にタ イ ト である こ と、 ペ レッ ト価格が高価である こ とから、 我が国に おいては焼結鉱の使用が主流となっ ており、 焼結鉱製造時における公害 防止対策が大きな課題である。
シ ャ フ ト 還元炉によ り溶銑を製造する方法においては、 コーク スを必 要と しないが、 鉄原料と して高炉法の場合と同様に塊状のものを必要と する という問題がある。
また、 特公平 3 - 6 0 8 8 3号公報に記載される方法は優れた方法で あるが、 粉状の酸化鉄と粉状の固体還元剤を混合 した後、 還元炉へ装入 する前に塊成化する必要がある という短所を有している。
塊成化にあたっ ては、 前述したよう に、 所定のサイ ズ以外の粒子の生 成が避けられず、 ア ンダーサイ ズの粒子はそのま ま混合工程へ、 オーバ 一サイ ズの粒子は粉砕してから混合工程へ戻す必要があ り、 効率が悪い。 また、 塊成化したままでは強度が弱く、 ハン ド リ ングに耐えないため、 還元炉内へ装入する前に塊成化物を乾燥する必要があ り、 そのため、 塊 成化設備に加えて乾燥用設備を要し、 かつその運転および保守費用も必 要で、 還元鉄の製造コ ス ト が上昇する。 しかも、 還元時間に比較する と 塊成化およびその乾燥に要する時間は相対的に長く、 プラ ン ト 全体の効 率が阻害される。
また、 製鉄所で発生するダス ト、 ス ラ ッ ジ、 スケール等の酸化物を単 独であるいは鉄鉱石と混合 して使用する場合、 これら酸化物の回収形態 力 "粉状物質が結合 して固ま っ た塊状" あるいは ミ ルス ケールのよう に "ペ レ ツ ト 化するには大きすぎる形状" をな している こ とが多いこ とか ら、 あ らか じめ所定の粒度に微粉砕して置く 必要がある。 そのため、 微 粉砕設備が欠かせないという問題もある。
本発明は、 従来の 「ペ レ ツ ト法」 に代わる簡略な方法で安価に還元鉄 を製造する方法及びそのための装置を提供する こ と、 並びに得られた還 元鉄を用いて簡略な工程で効率よ く 安価に良質の溶銑を製造する方法を 提供する こ とを課題と してなされたものである。 発明の開示
本発明では、 従来、 原料の予備還元には必須と考え られてきた原燃料 の塊成化工程 (ペ レ ツ ト化等、 塊状化する工程) と乾燥工程を省略した ( すなわち、 粉状の鉄原料と粉状の固体還元剤を混合 した後、 塊成化せず、 板状に成形 した状態で 1 2 0 0 °C以上に加熱した炉内へ装入して酸化鉄 を還元する こ とを特徴と している。
本発明の要旨は、 下記 ( 1 ) の還元鉄の製造方法、 ( 2 ) のそのため の装置、 並びに ( 3 ) 及び (4 ) の溶銑の製造方法にある。
( 1 ) 下記 ( a ) 〜 ( d ) の工程で構成される粉状酸化鉄からの還元鉄 の製造方法。
( a ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合して原料混合物を得る混合 工程、
( b ) 前記混合物を板状に成形 して、 板状成形物とする工程、
( c ) 前記板状成形物を還元炉の炉床上に載置する工程、
( d ) 炉内へ燃料と酸素含有ガスを吹き込んで、 その燃料と前記固体 還元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固体還元剤によ り還元さ れて発生する C Oガス と を燃焼させ、 炉内温度を 1 1 0 0 °C以上になる よ う に維持して、 前記板状成形物中の酸化鉄を還元する還元工程。
( 2 ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合する混合機と、 混合 して得ら れた原料混合物を板状に成形する成形装置と、 板状成形物を還元炉の炉 床上に載置する装入装置と、 炉内へ装入された板状成形物中の酸化鉄を 還元する還元炉を有し、 還元炉が、 前記混合物の装入口、 酸化鉄を加熱 還元して得られる還元鉄の排出口及び炉内で発生するガスの排気口を備 える炉体と、 炉内に設けられた水平に回転移動する炉床と、 炉内へ燃料 と酸素含有ガスを吹き込んで燃料を燃焼させるバーナーを有する回転炉 床炉である上記 ( 1 ) に記載の方法を実施するための還元鉄の製造装置
( 3 ) 上記 ( 1 ) に記載の ( a ) 〜 ( d ) の工程の後、 下記 ( e ) 〜 ( g ) の工程で構成される粉状酸化鉄からの溶銑の製造方法。
( e ) 前記還元工程 (予備還元工程) で得られた還元鉄を、 前記還元 炉 (予備還元炉) から 5 0 0 °C以上の温度で排出させる排出工程、 ( f ) 前記排出工程で排出 した高温状態の還元鉄と、 塊粒状の炭材と フ ラ ッ ク ス を、 炉内に炭材の充塡層を有 し、 炉下部に設置された羽口か ら酸素含有ガスを吹き込み羽口前の炭材を燃焼させて高温の還元ガス を 発生させる竪型炉へその炉上部から装入 し、 還元と溶解を行い、 溶銑と 溶滓を炉下部出銑口から排出する還元 · 溶解工程、
( g ) 竪型炉の生成ガスを回収する と と も に、 その一部を予備還元用 燃料と して前記予備還元炉へ導入する ガス回収工程。
( 4 ) 上記 ( 1 ) に記載の ( a ) 〜 ( d ) の工程の後、 下記 ( e ) 〜 ( g ) の工程で構成される粉状酸化鉄からの溶銑の製造方法。
( e ) 前記還元工程 (予備還元工程) で得られた還元鉄を、 前記還元 炉 (予備還元炉) から 5 0 0 °C以上の温度で排出させる排出工程、
( f ) 前記排出工程で排出 した高温状態の還元鉄と炭材と フ ラ ッ ク ス を、 炉内に溶融金属浴と溶融ス ラ グ浴と を有 し、 底部から攪拌用ガス を 溶融金属浴内へ吹き込んで溶融金属浴と溶融スラ グ浴を攪拌し、 上部か ら酸素を炉内へ供給する製鍊用溶解還元炉へその炉上部から装入 し、 還 元と溶解を行い、 溶銑と溶滓を炉下部出銑口から排出する還元 · 溶解ェ
1¾、
( g ) 製鍊用溶解還元炉の生成ガス を回収する と と もに、 その一部を 予備還元用燃料と して前記予備還元炉へ導入するガス回収工程。 図面の簡単な説明
第 1 図は従来の還元鉄の製造プロセスの一例の概略図である。
第 2 図は成形、 装入装置の一例を示す縦断面図である。
第 3 図は板状成形物の形状の一例を示す図である。
第 4 図は本発明の還元鉄の製造装置と こ の装置を用いる還元鉄の概略 の製造工程を示す図である。
第 5図は回転炉床炉の縱断面図で、 炉床の進行方向に対して垂直な面 を示す図である。
第 6 図は本発明で用いる還元鉄製造原料の装入装置の一例の要部の構 成を示す図である。
第 7 図は複数台のダブルロール圧縮機の配置の一例を示す図である。 第 8 図は本発明で用いる還元鉄製造原料の成形、 装入装置の例の要部 の構成を示す図である。
第 9 図は本発明で用いる還元鉄製造原料の成形、 装入装置の他の例の 要部の構成を示す図である。
第 1 0図は従来のス ク リ ユ ーフ ィ ーダ一による還元鉄の排出方法の説 明図である。
第 1 1 図は本発明で用いる還元鉄の排出方法の説明図である。
第 1 2 図は本発明で用いる炉床に残留する還元鉄粉の除去方法の一例 の説明図である。
第 1 3 図は本発明で用いる炉床に残留する還元鉄粉の除去方法の他の 例の説明図である。
第 1 4 図は本発明で用いる炉床に残留する還元鉄粉及び固着物の除去 方法の一例の説明図である。
第 1 5図は本発明で用いる炉床に残留する還元鉄粉の除去方法の更に 他の例の説明図である。
第 1 6図は本発明で用いる還元鉄粉の炉床上での残留防止方法の一例 の説明図である。
第 1 7図は竪型炉を用いる溶銑の製造工程の概略と使用する設備の一 例を示す図である。
第 1 8図は製鍊用溶解還元炉を用いる溶銑の製造工程の概略と使用す る設備の一例を示す図である。
第 1 9図は実施例で用いた高温加熱還元試験炉の説明図である。 第 2 0図は本発明で用いる原料の混合及び装入方法の一例の説明図で ある。
第 2 1 図は実施例の結果を示す図で、 原料水分と金属化率の関係を示 す図である。
第 2 2 図は実施例の結果を示す図で、 鉄鉱石中の A 1 2 0 3 + S i 0 2 含有量と金属化率の関係を示す図である。
第 2 3図は実施例の結果を示す図で、 石炭中の粒径 0 . l 〜 l m mの ものの比率と金属化率の関係を示す図である。 発明を実施するための最良の形態
本発明の還元鉄の製造方法とそのための装置、 及び溶銑の製造方法に ついて、 以下に詳細に説明する。
本発明 (前記 ( 1 ) の発明) の還元鉄の製造方法は、 酸化鉄を粉状で 高温還元するに当た り、 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤の混合物を板状に 成形し、 板状成形物と して還元炉の炉床上に載置し、 炉内へ燃料と酸素 含有ガスを吹き込んで、 その燃料と固体還元剤から発生する可燃性揮発 成分 (V M ) と酸化鉄が固体還元剤によ り還元されて発生する C O ガス とを燃焼させ、 炉内の温度が 1 1 0 0 °C以上になるよう に維持して、 粉 状の酸化鉄を還元する方法である。
こ こ で、 「粉状酸化鉄」 とは、 酸化鉄が主成分の粉状の鉄原料であ り , 具体的には、 前述した粉状の鉄鉱石や製鉄所で発生する鉄分を含んだダ ス ト、 スラ ッ ジ、 スケール等をいう。 これらを単独で、 又は 2種以上の 混合物の状態で使用する こ とができる。
「粉状固体還元剤」 とは、 石炭、 木炭、 石油コ ーク ス、 コ 一ク ス等の. 主に炭素を含む固体物質の粉末である。 これらも、 単独で、 又は 2種以 上組み合わせて使用する こ とができる。
また、 「板状成形物」 とは、 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤の混合物を 連続した帯状 (こ の状態を 「シー ト 状」 という) に成形したものである, 装入時に完全なシー ト 状をな しているのが好ま しいが、 ひび割れなどが 生じていて も よい。 板状成形物の幅は還元炉の規模に応じて任意に選択 する こ とができる。 厚さは、 一般的に 1 0 〜 2 0 m mが適当である。 本発明で使用する還元炉の形式に特に制約はないが、 前記の図 1 に示 した回転炉床炉、 すなわち水平に回転移動する加熱炉床 (回転炉床) を 有する還元炉が連続作業が可能となるので推奨される。
本発明の還元鉄の製造方法では、 先ず、 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤 を混合して混合物 (原料混合物) を得る。
使用する原料に含まれている水分等の条件によ っ ては、 粉状酸化鉄と 粉状固体還元剤とを混合する際、 若干の水、 バイ ンダー (ベン ト ナイ ト、 石灰、 有機系結合剤、 乳剤、 油、 界面活性剤等) のいずれか一方あるい は両方を添加して も よい。 これによ つ て、 均一かつ迅速に混合しやす く な り、 更には板状成形物への成形が容易になる。
また、 還元鉄に含まれる スラ グ成分の塩基度を調整するために、 石灰 (生石灰、 石灰石等) を添加して も よい。 これによ つ て、 還元炉の排ガ ス中に含まれる硫黄 ( S ) 濃度を低下できる。 なお、 石灰石を使用する 場合、 石灰石の分解に伴う吸熱を還元炉内での焼成時に補えるので、 製 鍊炉での燃料原単位が向上する。
本発明においては、 原料混合物を塊成化する必要がないので、 ス ケー ルなどは粗粉砕するだけで使用する こ とができ、 微粉砕は不要である。 また、 亜鉛 ( Z n ) 等を含むダス ト を原科に使用 した場合は、 製品の 還元鉄に Z nが残留 し、 製品価値が低下する こ とが懸念されるが、 本発 明の方法では炉内が高温のため Z nのよ う な低沸点金属は蒸発して排ガ ス と と もに炉外へ排出される。 したがっ て、 これら低沸点金属の製品還 元鉄中への残留量を低下させ、 製品品位を高める こ とができる と と もに 集塵設備で捕集されるダス ト にはこれら低沸点金属が濃縮されるので、 これを回収し利用する こ とが可能である。 次いで、 粉状酸化鉄と粉状酸化鉄の混合物を板状に成形し、 板状成形 物と して還元炉の炉床上に載置する。
板状に成形する手段は特に限定されないが、 成形設備の簡易性、 成形 の容易性、 あるいは成形能率等から、 ロールによる成形方法、 特に、 後 述するダブルロール圧縮機を用いる方法を採用する のが好ま しい。
後に詳述する第 2 図に示すよ う に、 例えば、 ロール 1 7対によ っ て原 料混合物 1 6 を板状に成形して回転炉床 1 3上に載置する。
原料混合物を板状に成形するに当た り、 例えば第 3 図に示すよ う に、 板状成形物 1 8 の炉床に接する面と反対側の面に縦溝 2 1 を設けて凹凸 をつける と、 表面積 (つま り、 受熱面積) を増大させる こ とができ、 成 形物の厚みの増大に伴う昇温速度の低下を抑える こ とができる。 また、 これに よ つ て炉床単位面積当た り の原料積載量が増加する ので、 生産性 が向上する。
続いて、 炉内へ燃料と酸素含有ガスを吹き込んで、 その燃料と固体還 元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固体還元剤によ り還元され て発生する C Oガス と を燃焼させ、 炉内の温度が 1 1 0 0 °C以上になる よう に維持して、 板状成形物中の酸化鉄を還元して還元鉄を製造する。 燃料と しては、 天然ガス、 重油等の通常使用されている燃料を用いる ( 後工程の製鍊炉 (竪型炉、 製鍊用溶解還元炉) から可燃性のガスが排ガ ス と して排出されるので、 これを使用 して も よい。
酸素含有ガス と しては、 空気または酸素濃度が空気と同等あるいは空 気組成よ り も若干富に調整されたガスを使用するのがよい。
高温還元を行う ための炉内温度は、 1 1 0 0 °C以上とする。 1 1 0 0 °Cを下回る温度域でも還元は進行するが、 このような温度域では還元速 度が遅く て工業生産には好ま し く ない。 酸化鉄の還元中は吸熱反応によ つて板状成形物の温度が炉内の温度よ り も低く なるから、 十分に速い還 元速度を得るためには炉内温度を 1 2 0 0〜 1 4 0 0で程度に維持する こ とが望ま しい。
ただ、 この温度は還元の進行状況、 使用する粉状の酸化鉄および固体 還元剤の性状や混合割合等によ り調整されるべき性質のものである。 す なわち、 原料の炉内装入後間もない期間では、 装入物の温度が低いので 炉内温度を高めに保持して装入物の昇温を図るよ う にする方が還元の促 進には有利である。 また、 原料である鉱石中の脈石や石炭中の灰分の組 成によ つてはそれらの融点が変化するので、 それに応 じて炉内温度を制 御し、 還元進行中に溶解して流れ出さないよ う に留意すべきである。 た だ し、 装入物内における適度な量の融液の生成は、 伝熱、 反応促進の両 面で良好な結果をもた らすので、 積極的に活用すべきである。
酸化鉄を高温で還元する に当た り、 還元に要する時間を短縮するため には、 板状成形物の温度を還元適正温度まで速やかに昇温する こ とが望 ま しい。 そのためには、 板状成形物の加熱に当た り、 板状成形物中の固 体還元剤から発生する可燃性揮発成分の発生がほぼ終了するまでは酸素 含有ガスを板状成形物表面へ供給 して可燃性揮発成分をその表面で燃焼 させ、 可燃性揮発成分の発生が終了 した後は、 炉内温度が 1 l o o :以 上になるよ う に、 望ま し く は 1 2 0 0 〜 1 4 0 0 °C以上になる よ う に加 熱すればよい。
また、 還元炉内で還元鉄が炉床に固着するのを防止するために、 還元 炉の炉床上に粉状の固体還元剤を薄く 敷き、 その上に板状成形物を載置 する方法を採用 して もよい。
上述したよう に、 本発明の還元鉄の製造方法によれば、 板状成形物は 原料混合物をロ ール等で成形するだけで得られるので、 処理時間はペ レ ッ ト化等、 塊成化する場合に比べて極めて短く、 成形に用いる装置の運 転、 保守も容易である。 また、 ペ レ ッ ト は塊成化したま までは強度が不 足するので乾燥して強度を増加させる必要があるが、 この板状成形物の 場合は、 第 2図に示したよ う に、 支持ローラ等を介して炉床上に載置す れば乾燥工程を経な く て も崩壊する こ とはない。 炉内の高温にさ ら され て多少のク ラ ッ クが入っ て も崩壊につながる こ とはな く、 還元に支障を 来すこ とはない。
本発明 (前記 ( 2 ) の発明) の還元鉄の製造装置は、 上記 ( 1 ) の発 明の方法を実施するための装置である。
この装置は、 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合するための混合機と、 混合して得られた原料混合物を板状に成形する成形装置と、 板状成形物 を還元炉の炉床上に載置する装入装置と、 炉内へ装入された板状成形物 中の酸化鉄を還元する回転炉床炉を有 している。 回転炉床炉は、 原料混 合物の装入口、 酸化鉄を加熱還元して得られる還元鉄の排出 口及び炉内 で発生する ガスの排気口 を備える炉体と、 炉内に設けられた水平に回転 移動する炉床と、 炉内へ燃料と酸素含有ガスを吹き込んで燃料を燃焼さ せるバーナーを有 している。
第 4図、 第 5 図及び前記の第 2図は、 本発明の還元鉄の製造装置を説 明するための図である。 第 4図は装置の全体を模式的に示すと と もに概 略の製造工程を示す図で、 破線で囲んだ部分が本発明の装置を表す。 第 5 図は回転炉床炉の縦断面図で、 炉床の進行方向に対して垂直な面を表 す。 また、 第 2 図は成形、 装入装置の一例を示す縦断面図で、 炉床の進 行方向に対して平行な面を表している。
第 4 図に示すよう に、 本発明の還元鉄の製造装置は、 粉状酸化鉄と粉 状固体還元剤を混合するための混合機 2 2 と、 図示していない成形、 装 入装置 (第 2図に示すよう に、 回転炉床炉 1 1 の上方に設けられている) と、 回転炉床炉 1 1 を有しており、 回転炉床炉には、 原料混合物の装入 口 2 3 (第 2 図参照) 、 還元鉄の排出口 2 4、 炉内で発生するガス (廃 ガス) の排気口 1 5、 及び炉内へ燃料と酸素含有ガスを吹き込んで燃料 を燃焼させるバーナー 2 5が取り付けられている。
図示した例では、 原料受け入れホ ッ パー 2 6から粉状酸化鉄 (粉鉱石) 2 7 と粉状固体還元剤 2 8 の他に、 バイ ンダー 2 9 とダス ト 3 0が混合 機 2 2へ送られ、 混合される。 燃料と しては、 発電等に用いられる製鍊 炉の排ガス 3 1 の一部が使用されている。 酸素含有ガス と しては、 排気 口 1 5 から排出される ガス (廃ガス) を廃ガス燃焼装置 3 2 で燃焼させ, 発生する熱によ り予熱された空気 3 3が用いられている。 廃ガスは熱交 換機 3 4 を通過した後、 除塵装置 3 5及び脱硫装置 3 6 を経て大気中へ 放出される。 符号 3 7、 3 8はブロ ワ一である。
第 5図に示すよ う に、 回転炉床炉の外郭は炉体 3 9 で、 その内側に水 平に回転移動する炉床 (回転炉床) 1 3 が設けられている。 炉床 1 3 の 下側に レール 4 0が取り付けられており、 固定された車輪 4 1 を駆動装 置 4 2 によ っ て駆動させる こ と によ り、 炉床 1 3 は一定速度で回転する c なお、 炉内はシール水 4 3 によ っ て シールされている。 炉床 1 3上に載 置された板状成形物 1 8 はバーナー 2 5 から吹き込まれる燃料の燃焼熱 によ り還元される。
第 2 図に例示した成形、 装入装置は、 原料混合物 1 6 を炉内に設けた ロール 1 7 によ っ て板状成形物 1 8 と し、 回転炉床 1 3 を形成する台車 の進行に合わせて板状成形物 1 8 を炉床上に連続的に供給でき る よう に 構成されている。 なお、 符号 1 9 は炉床の輻射熱からローラー一等を保 護するための遮熱板であ り、 符号 2 0 は支持口一ラーである。
粉状酸化鉄と粉状固体還元剤の混合物を回転炉床炉へ装入するに当た つては、 種々 の方法及び装置を採用する こ とができる。 以下に具体的に 説明する。
例えば、 原料混合物を回転炉床を有する還元炉内へ装入するに当た り . 炉床の上方で、 二つのロール軸が炉床の移動方向と直交する方向に設置 されたダブルロール圧縮機で前記混合物を板状に成形し、 こ のダブル口 —ル圧縮機から排出される成形原料を装入シ ュー ト で受けて炉床上に載 置する方法を採用 し、 還元鉄を製造する こ とができる。 炉床の上方に設置されたダブルロール圧縮機で原料混合物を成形する のは、 成形した後、 回転炉床に装入する までのハ ン ド リ ン グを極力軽減 するためである。 すなわち、 成形された原料を装入シュー ト で受けて回 転炉床上に載置する装入方法を採用する こ と によ り、 ハン ド リ ングをダ ブルロ ール圧縮機のロール出口から装入シ ュ一 ト 上に排出させ、 シュ一 ト に沿って炉床上に載せるだけと し、 ハン ド リ ングに伴う衝撃を軽微な ものとする こ とができる。
二つのロール軸が炉床の移動方向と直交する方向に設置されたダブル ロール圧縮機で原料を成形するのは、 成形されてロール出口から排出さ れる原料を、 装入シユ ー ト に沿わせて炉床の幅方向への移動をほとんど 起こ させずに装入するためである。 これによ つて、 成形物を割れ等をほ とんど生じさせる こ とな く 炉内に装入する こ とができ る。
第 6 図は、 この方法で用いる還元鉄製造原料の装入装置の一例の要部 の構成を示す図である。 こ の装置は、 図示するよう に、 回転炉床 1 3 の 上方 (この場合は、 真上) に、 二つの口 一ル 4 4、 4 5 のロ ール軸 4 6、 4 7 が炉床 1 3 の移動方向 と直交する方向に設置された、 原料ホ ッパー 4 8 から供給される原料混合物を成形するためのダブルロ ール圧縮機 1 0 と、 この圧縮機 1 0 から排出される シー ト 状の成形原料 (板状成形物 1 8 ) を受けて炉床 1 3上に載置する装入シ ュ一 ト 4 9 を有している。 ダブルロール圧縮機 1 0 は、 加圧ロール歯車 5 0 を備えた加圧ロール 4 4 と受圧ロール歯車 5 1 を備えた受圧ロール 4 5 の二つのロールを有 し、 受圧側ロール軸 4 7 は固定され、 加圧側ロール軸 4 6 は油圧シ リ ン ダ一 5 2 によ り矢印の方向またはその反対方向に移動 して原料を成形す る際の加圧力を調節でき る よう に構成されている。 なお、 加圧力は、 原 料の種類、 成形形状、 バイ ンダー量等によ っ て調節される もので、 成形 しゃすい条件であれば加圧力はな しでも よい。 また、 ダブルロール圧縮 機の二つのロール軸は同 じ高さにあるのが普通であるが、 高さが異なつ てずれた状態であっ て も よい。
ダブルロール圧縮機 1 0 の真下にある装入シュー ト 4 9 は、 図示する よう に、 回転炉床 1 3 の移動方向に傾斜したシュー ト である。 これによ つ て、 ダブルロ ール圧縮機のロール出口から排出される板状成形物 1 8 が受ける衝撃を少な く し、 板状成形物 1 8 を炉床 1 3上にソ フ ト に載置 する こ とができる。
また、 こ の図に示した例では、 加圧ロ ール 4 4 が炉床 1 3 の移動方向 (すなわち、 下流側) に記置されている。 ダブルロール圧縮機 1 0で成 形された板状成形物 1 8 は、 加圧ロール 4 4側では受圧ロ ール 4 5側よ り も大きな圧縮力を受け、 やや加圧ロール 4 4側にそ り 曲がっ た状態で ロール間から排出されるので、 この方が成形原料の受ける衝撃力が小さ く、 望ま しい。
上記の装置を用いれば、 成形した原料を回転炉床炉に装入する までの 間の衝撃を少な く し、 割れ等を生 じさせずに床炉上に載置する こ とがで ぎ る。
ダブルロ ール圧縮機と して、 ロ ール長さが短いダブルロ ール圧縮機を 炉床の幅方向に複数台並べて用いて もよい。
一台のダブルロール圧縮機で原料混合物を成形しょ う とする と、 炉床 の幅と同 じ長さのロールを有する圧縮機が必要とな り、 ロール長さ方向 の中央部で加圧力が弱く なつて成形物の強度が低下する。 しか し、 複数 台に分割されたロール長さが短いダブルロール圧縮機を用いる と、 口 一 ル長さ方向で強度差のない、 炉床の幅方向全体にわたっ て強固な成形原 料を製造する こ とができる。 なお、 複数台のダブルロール圧縮機の記置 は、 第 7 図に示すよ う に、 一列ではな く、 炉床 1 3 の幅方向に対して互 いに斜めの位置を占める よ う に行う。 これによ り、 それぞれのダブル口 ール圧縮機 1 0のロ ール出口から排出される板状成形物 1 8 を炉床上に 隙間な く 載置する こ とができる。 また、 ダブルロ ール圧縮機と して、 ロ ール径が炉床の内周側から外周 側に向かう につれて大き く なるテ一パー付き ロールを備えるダブル口 一 ル圧縮機用いて も よい。
炉床の外周側は内周側に比べて移動速度が大きいので、 ダブルロール 圧縮機で板状に成形されて排出される原料混合物の供給速度が炉床の幅 方向で一定であれば、 炉床の外周側と 内周側とでは単位面積当た り の原 料の供給速度が異なる こ と になる。 そのため、 特に、 炉床の内周半径と 外周半径の差が大きい場合や、 炉床の回転速度が大きい場合には、 板状 成形物を炉床上に載置する際に成形物に無理がかか り、 割れ等が生じや すく なっ た りする。 こ のよ う な場合、 上記のテーパー付きロールを備え るダブルロ ール圧縮機用いる と、 成形物の供給速度を幅方向で変える こ とができるので、 炉床の外周側と 内周側における単位面積当た り の原料 の供給速度を一定にする こ とが可能となる。
装入シュー ト と して、 平板のシ ュー ト ではな く、 炉床の進行方向に対 して凹型の湾曲形状部を有するシ ユ ー ト を用いて も よい。
こ の湾曲形の装入シユ ー ト は、 シ ュ一 ト の先端部の角度ができ るだけ 水平に近い状態のものであって、 シ ユ ー ト 先端と炉床の高さの差を小さ く して使用するのが望ま しい。 こ のよう な装入シ ュー ト を有する装入装 置を用いて成形物を炉内に装入する こ と によ り、 成形物を炉床上に載置 する と きの垂直方向の衝撃力を小さ く して、 成形物の割れ等を最小限に 抑制する こ とができる。
また、 装入シュー ト と して、 上記のよ う な装入装置に固定されたシュ — ト ではな く、 着脱可能で、 かつ接続部を支点と して回動可能に接続さ れ、 しかも先端が加熱炉床に接触する先端シ ュ一 ト を用いて も よい。 板状成形物をシ ュ一 ト に沿っ て炉床上に装入する場合、 シユ ー ト の先 端を炉床に接触させて、 装入する成形物にかかる垂直方向の衝撃力を極 力低下させるのが望ま しい。 しか し、 装入装置に固定されたシュー ト を 用い、 その先端部を回転炉床に接触させて操業を行う と、 炉床面に原料 が付着 して凹凸が生 じているよう な場合、 接触させたシ ユ ー ト の先端部 が炉床面にひっ かかり、 装入シユ ー ト が変形する等の ト ラブルが発生す る原因となる。
このよう な場合、 接続部を支点と して回動可能に接続された先端シ ュ 一 ト を有する装入装置を用いて成形物を炉内に装入すれば、 炉床面に凹 凸があって も、 その凹凸に応じてシユ ー ト の先端が容易に上下動するの で、 先端シ ュー ト はその凹凸にひっ かかる こ とな く、 常に炉床に接触 し た状態を保つこ とができ る。
炉床と接触する先端シ ユ ー ト は摩耗 し、 摩耗の進行と と もに先端シ ュ 一 ト の長さが短く な り、 先端シユ ー ト の角度は水平に対し大き く なる傾 向がある。 しか し、 そのと きは、 先端シ ュ ー ト を交換すればよいので、 装入装置に固定されたシ ユ ー ト に比べ、 メ ンテナ ン ス性が良好である。 原料混合物を回転炉床を有する還元炉内へ装入する に当た り、 上記の よう に、 炉床の上方で、 二つのロール軸が炉床の移動方向と直交する方 向に設置されたダブルロ ール圧縮機を用い、 原料混合物をその二つの口 ールのいずれか一方のロールに密着させた薄いフ ィ ルムを介して成形 し, 得られたシー ト 状の成形物 (板状成形物) をフ ィ ルム と と も に炉床上に 載置する方法を採用 して還元鉄の製造を行っ ても よい。
原料混合物はフ ィ ルム に接着した (張り付いた) 状態でシー ト 状をな してダブルロ ール圧縮機から排出されるので、 そのまま フ ィ ルム と と も に炉床の移動方向へ (すなわち、 板状成形物の先端部分の炉床に対する 水平角が小さ く なる よう に) 湾曲させ、 加熱炉床上に載置する こ とがで きる。
第 8図 ( a ) は、 こ の方法を実施するための装置の一例の構成を模式 的に示す断面図である。
こ の装置は、 図示する ように、 二つのロールのいずれか一方のロール (こ の例では、 受圧ロ ール 4 5 ) の表面に密着させて原料混合物と と も にダブルロ ール圧縮機に通すフ ィ ルム 5 3 を供給するためのフ ィ ル厶ホ ルダー 5 4 と、 ダブル口 一ル圧縮機 1 0 から排出される フ ィ ルム 5 3 に 張り付いた状態の板状成形物 1 8 を支え る と と も に、 板状成形物 1 8 を 炉床 1 3 の移動方向へ湾曲させるシー ト 支持ロー ラー 5 5 を有 している。 なお、 この例では、 シ一 ト 支持ローラ一 5 5 で搬送されて く る板状成形 物 1 8 を炉床上へ導く ガイ ドシユ ー ト 5 6 が設けられている。
前記の混合原料と と もにダブルロール圧縮機に通すフ ィ ルム と しては、 幅が広く、 長さの長い、 かつ薄いフ ィ ルム状のもので、 しかも、 回転炉 床炉内で燃焼する ものが必要である。 フ ィ ルムに無機質成分が含まれる と、 その成分が還元鉄製品に含まれる こ と になるので、 無機質成分がほ とんど含まれない炭化水素系、 も し く は炭水化物系のフ ィ ルムが望ま し い。 具体的には、 後述するポリ エチ レ ンや紙類が適 している。
こ の方法及び装置によれば、 原料混合物は薄いフ ィ ルムを介して成形 されるので、 得られる成形物に割れ等が生 じに く く、 炉床上に幅の広い シー ト 状の成形物を容易に載置する こ とができる。
原料混合物を回転炉床を有する還元炉内へ装入するに当た り、 原料混 合物をダブルロ ール圧縮機の二つのロールのいずれか一方のロールに密 着させたベル ト を介して成形し、 成形されたシー ト状の成形物 (板状成 形物) をベル ト と と も に炉床の近傍まで運搬した後、 ベル ト から板状成 形物を分離し、 ベル ト はダブルロール圧縮機へ戻 し、 板状成形物は炉床 上に載置する方法を採用 して還元鉄の製造を行う こ と もできる。
第 8図 ( b ) は、 こ の方法を実施するための装置の一例の構成を模式 的に示す断面図である。
こ の装置は、 図示するよ う に、 二つのロールのいずれか一方の口一ル (この例では、 受圧ロ ール 4 5 ) の表面に密着させて原料混合物と と も にダブルロ ール圧縮機に通すェン ド レスのベル ト 5 7 と、 ダブルロール 圧縮機 1 0 から排出されるベル ト 5 7 に張り付いた状態の板状成形物 1 8 を支える と と も に、 板状成形物 1 8 を炉床 1 3 の移動方向へ湾曲させ る シー ト支持口 一ラー 5 5 と、 ベル ト 5 7 を駆動させるベル ト キ ヤ リ ャ 一口一ラー 5 8 を有 している。 なお、 こ の例では、 シー ト 支持ローラ一 5 5で搬送されて く る板状成形物 1 8 を炉床上へ導く ガイ ド シ ユ ー ト 5 6が設けられている。 なお、 ガイ ドシ ュ ー ト 5 6 は板状のものでもよい が、 シー ト の流れを良好にするためにはローラ一シュー ト が望ま しい。 前記の原料混合物と と もにダブルロ ール圧縮機に通すベル ト と しては、 幅が広く、 長さの長いものが必要である。 また、 連続使用できる程度の 強度が必要である。 具体的には、 ゴム製ベル ト などが使用でき る力;、 後 述する金属製ベル ト が望ま しい。
こ の装置を使用すれば、 得られる成形物に割れが生 じに く く、 炉床上 に幅の広いシ一 ト 状の成形物を容易に載置する こ とができる と と もに、 成形した原料をシ一 ト 状に保持するためのベル ト をェン ド レス に回転さ せて再使用する こ とができ る。 また、 板状成形物のみがガイ ドシュー ト によ って炉床上に積載されるので、 還元鉄製品への不純物の混入につい ての懸念は全く ない。
原料混合物を回転炉床を有する還元炉内へ装入する に当た り、 炉床の 上方で、 炉床の進行方向へ移動するベル ト で構成された傾斜シ ュー ト 上 に原料混合物を供給し、 ローラ一によ り ベル ト上で圧密して板状に成形 し、 成形された板状成形物を、 ベル ト と と もに炉床の近傍まで運搬した 後、 ベル ト から分離して板状の装入シ ュー ト 上に乗り継がせ、 炉床上へ 載置する方法を採用 して還元鉄の製造を行っても よい。
また、 このと き、 板状の装入シ ュー ト へ移送された板状成形物の上面 に、 炉床の進行方向へ移動するベル ト で構成される補助移動ベル ト を接 触させて、 その駆動力によ り板状成形物を炉床上へ載置する方法を採用 すれば、 板状成形物をよ り 円滑に炉床上へ載置する こ とができる。 第 9 図は、 上記の方法を実施するための装置例の構成を模式的に示す 図である。 図示する よう に、 こ の装置は、 原料ホ ッノ、 °一 4 8 から切り 出 される原料混合物 1 6 を圧密して板状に成形する 口一ラー 5 9 と、 原料 ホ ッ パー 4 8 からの原料混合物 1 6 を受けて炉床 1 3 の進行方向へ移動 させる傾斜シュ ー ト 6 0 と、 傾斜シ ュ ー ト 6 0 を構成するベル ト 6 1 上 でロー ラー 5 9 によ り圧密され、 板状に成形されて前記ベル ト 6 1 と と もに炉床 1 3 の近傍まで運搬される板状成形物 1 8 を受ける板状の装入 シ ュー ト 6 2 を有 している。 圧密、 成形用のローラー 5 9 は傾斜シュ 一 ト 6 0 に配置された原料混合物 1 6 を上から加圧できる位置にある。 原 料混合物 1 6 をよ り大きな力で圧密するためにはローラ一 5 9 はベル ト 6 1 を両面から挟持する よ う に配置されているのが好ま しい。
原料ホ ッ パー 4 8 から切り 出される原料混合物 1 6 は原料供給調整板 6 6 によ り所定の厚みで傾斜シ ユ ー ト 6 0上へ供給され、 この傾斜シ ュ ー ト 6 0上でローラー 5 9 によ り板状に成形され、 炉床 1 3 の進行方向 へ運ばれる。
なお、 こ の装置には、 炉床 1 3 の進行方向へ移動するベル ト 6 4で構 成された補助移動ベル ト 6 3が板状成形物 1 8の上面に接触した状態で 設置されている。 こ のベル ト 6 4 の駆動力によ り板状成形物 1 8 は炉床 1 3 の移動方向へ押しやられ、 よ り 円滑に炉床上に載置される。 この補 助移動ベル ト は前記の第 6 図に示した装置に設置されていて も よい。 上記の圧密、 成形用のローラ一、 傾斜シュー ト及び装入シュー ト は複 数個に分割されていて も よい。
粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合する際、 粉状酸化鉄、 粉状固体還 元剤、 水分および必要に応じて添加するバイ ンダ一の全部を一括して 3 0 0 r p m以上の回転速度で回転する高速撹拌羽根を内蔵する ミ キサー 内に投入し、 全原料に対する水分の割合が 6 〜 1 8質量%となる よう に 混合処理し、 得られた混合物を板状に成形し、 回転炉床を有する還元炉 内に装入する方法を採用 して還元鉄の製造を行っ て も よい。
すなわち、 粉体原料の粘着性を改善し、 強度の高い成形物を製造する にあた り、 よ り高い強度を発現するために高速撹拌ミ キサーによ って、 ねつ か処理をするのである。 湿潤状態にある粉体の造粒や成形において は、 水分や液体のバイ ンダーが粉体粒子の間を濡ら し、 それに基づく 毛 細管力によ り粉体粒子間に凝集作用が働いて造粒や成形が行われる と も に、 強度が発現する。 従っ て、 粉体粒子間に水分やバイ ンダーがよ く 入 り込むよ う に、 強い撹拌力でねつ か処理する こ とが効果的である。
この効果を得るためには、 高速撹拌ミ キサーで、 攪拌羽根の回転速度 (すなわち、 高速撹拌ミ キサーの回転速度) を 3 0 0 r p m以上と して 撹拌混合を行う のが有効である。 高速攪拌ミ キサーの回転速度が 3 0 0 r p m以上になる と粉体原料が粒子単位で分離され、 粒子間に水分ゃバ ィ ンダ一がよ り均一に分散 し、 強度発現に効果的に作用するのに対し、 回転速度が 3 0 0 r p mよ り低いと粒子単位で分離されず、 強度発現効 果が認められないからである。
なお、 ノくイ ンダ一は添加 しな く て も よい。 しか し、 ノ イ ンダ一は、 前 述したよう に、 湿潤状態にある粉体の造粒や成形において水分と同様に 作用 して成形物の強度を高め、 しかも、 その作用は水分よ り も強いので- 強度の発現に極めて効果的である。 また、 ねつか処理を行うので、 通常 の混合機 (例えば、 フ レ ッ ト ミ ル等) を用いて混合する場合に比べて添 加量が少な く てすみ、 製造コス ト の上昇を抑え、 バイ ンダーの添加に起 因する還元鉄の品質低下を抑制する こ とができる。 従って、 使用する原 料の種類等を勘案し、 必要に応じてバイ ンダ一を添加するのが有効であ る。 バイ ンダーと しては、 タール、 糖蜜、 ベン ト ナイ ト等を用いる こ と ができ る。 また、 バイ ンダーの添加量は、 使用するバイ ンダーの種類に 応じて適宜定めればよい。
上記の高速攪拌ミ キサー内に粉状酸化鉄、 粉状固体還元剤、 水分およ び必要に応じて添加するバイ ンダ一の全部を一括して投入するのは、 短 時間で効率的に混合処理した原料を得るためである。
こ の と き加える水分は、 全原料に対する割合で 6〜 1 8質量%となる 量とする。 これは、 水分が 1 8質量%を超え る と、 水分が十分に存在す るため、 粉体粒子間に水分を均一に分散する という高速攪拌の効果が十 分に発揮されず、 一方、 水分が 6質量%未満では水分が少ないため、 高 速攪拌を行って も粒子間での水分の均一分散に関 してむらが存在し、 そ の改善効果が小さいためである。 なお、 添加する水分は、 液体の水はも ちろんの こ と、 水蒸気であって も よい。 水よ り も水蒸気のほうが分散性 がよ く、 効果大きい。
粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合する際、 粉状酸化鉄と して、
A l 23 および S i 〇 2 を合計で 4. 0〜 1 0. 0質量%含有する原 料を用いる方法を採用 して還元鉄の製造を行って も よい。
A 1 2 03 や S i 02 は粘土分を構成する主要成分であ り、 A 1 203 や S i 〇 2 の含有量が高いほど、 つま り、 粘土分が多く 含まれているほ ど成形物の強度を高 く する こ とができる。 粉状酸化鉄中に含まれる'粘土 分は、 バイ ンダーの粘着成分のよう に分散性が悪く な く、 粉状酸化鉄を 構成する各粒子に十分な粘着力を与える こ とができる。
すなわち、 この方法では、 従来のよ う にバイ ンダーが有 している粘着 力を活用するのではな く、 粉状酸化鉄中に含まれる粘土分を活用 して成 形原料の強度を高めるのである。
A 1 2 03 および S i 02 の含有量を合計で 4. 0〜 1 0. 0質量% とするのは、 4. 0質量%未満では粘土分が少なすぎて成形物の強度を 高める効果が小さ く、 一方、 1 0質量%を超える と還元鉄に粘土分が多 く 含まれ、 製品と して不適切であるからである。
また、 こ の方法において、 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤の混合物にバ ィ ンダ一が添加されていて もよい。 バイ ンダ一の添加によ って本発明の 方法の効果が低下する こ とはな く、 何らの悪影響も受けない。
粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合する際、 粉状酸化鉄と して、 0. 1 mm篩通過分が 8 0質量%以上の粒度のものを用い、 粉状固体還元剤 と して、 水分が 6質量%以上で、 粒径が 0. 1 mm以上 l mm以下のも のを 5 0質量%以上含有する石炭を用いる方法を採用 して還元鉄の製造 を行っ て も よい。
粉状酸化鉄と して粒度の小さいものを使用 し、 固体還元剤と して粒度 の大きい石炭を使用するのは、 粉状酸化鉄が緻密質であるのに対し、 石 炭は 5 0 0 °Cまでの加熱で揮発分がな く な り、 非常に多孔質になってい て、 粒径が大き く て も反応性に富んでいるからである。
また、 石炭の水分が 6質量%以上で、 粒径が 0. l mm以上 l mm以 下のものを 5 0質量%以上含有する こ と と した理由は、 石炭ャ一 ドで放 置されている石炭には通常 6質量%以上の水分が含まれてお り、 こ の石 炭を乾燥する こ とな く 破砕できる粒度が、 0. l mm以上 l mm以下の 粒径のものが 5 0質量%以上含まれる よ う な粒度だからである。 なお、 石炭の水分の上限は、 ヤー ドで放置されている間に含有され得る量であ つ て、 数値的には特に限定されない。 この条件下の石炭に対して、 粉状 酸化鉄の粒度は、 — 0. l mm ( 0. l mm篩通過分) が 8 0 %以上と なる粒度が適正となる。
こ の方法においては、 上記のよう に規定された粒度条件の石炭であつ て も、 破砕の際に、 破砕機への若干の石炭付着が発生し、 0. l mm以 上 1 mm以下の粒径のものの収率が低下する場合がある。
こ の破砕機への石炭の付着を防止するためには、 石炭の破砕時に鉄鉱 石の一部を混合して粉砕する方法を用いるのが効果的である。 石炭のよ う に柔らかい材質のものは破砕機に付着しやすいのに対し、 鉄鉱石のよ う な硬い材質のものは付着しに く く、 混合粉砕する こ とによ って付着を 抑制できるからである。 なお、 石炭破砕時に混合させる鉄鉱石の粒度は 「_ 0. 1 mmが 8 0 %以上」 である必要はな く、 粗粒の粉鉄鉱石であ つて も よい。
こ の方法で粉状酸化鉄および/または粉状固体還元剤の粒度を調整す るために用いる破砕機は、 特定の種類のものに限定されない。 イ ンパク ト ミ ル、 ローラ一 ミ ル、 ロ ッ ド ミ ル、 ボールミ ルなど、 いずれを使用 し て も よい。
こ の方法において、 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤の混合物にバイ ンダ 一が添加されていて も よい。 バイ ンダ一の添加によ っ て本発明の方法の 効果が低下する こ とはな く、 何らの悪影響も受けない。
また、 こ の方法によれば、 板状成形物の原料粒子間空隙、 すなわち気 孔率を低下させる こ とができ、 緻密な充塡を得る こ とができる結果、 回 転炉床炉に装入する成形物の強度を高め、 更には粉状酸化鉄の還元性を 高める こ とができ、 その結果、 高い金属化率の還元鉄を製造する こ とが でき る。
従来、 還元鉄の製造は、 炉内温度が 1 1 0 0〜 1 3 0 0 °Cに維持され た回転炉床炉の炉床上に塊成化物 (ペ レ ッ ト ) を 1 0〜 2 0 mmの薄い 厚みで敷き、 主に炉内壁からの輻射熱で 9 0 0で以上に昇温し、 炉床が 1 回転する間に所定の金属化率に達する よ う に炉床の回転速度を調整 し つつ還元焼結させ、 排出部からス ク リ ュ 一フ ィ ーダによ り排出する こ と によ り行われている。
第 1 0図は、 従来、 排鉱装置と して用い られているス ク リ ューフ ィ 一 ダ一による還元鉄の排出方法の説明図で、 ( a) は回転炉床の上面図、 ( b ) は排出部の近傍の縦断面図である。 図示する よう に、 原料装入部 1 2から回転炉床 1 3上に装入された原料混合物 1 6は炉床 1 3の回転 に伴っ て 1 回転する間に原料中の酸化鉄が高温還元され、 還元鉄と して 製品排出部 1 4か ら ス ク リ ュ 一フ ィ ーダ一 6 7に よ り排出される。 排出 は、 還元鉄がス ク リ ュ ーフ ィ ーダ一 6 7に到達した後、 ス ク リ ュ ーの回 転によ り炉床 1 3 の移動方向と直交する方向 (図中に白ぬき矢印で表示) に移動 し、 炉床 1 3 の外周側へ排出される こ とによ り行われる。 なお、 ス ク リ ユ ーフ ィ 一ダー 6 7 のす ぐ後には還元鉄を蓄積させるためのス ト ツバ一フ ェ ン ス 6 8 が設置されている。 また、 図示した例では、 炉床 1 3 の下側に レール 4 0が取り付けられてお り、 固定された車輪 4 1 を駆 動させる こ と によ っ て炉床 1 3 は一定速度で回転する。 炉内はシール水 4 3 によ っ てシールされている。
しか し、 ス ク リ ュ ーによ る還元鉄の移動はきわめて遅く、 炉床の外周 側へ到達して排出されるまでにかな り の時間を要し、 そのため、 ス ク リ ユ ーフ ィ ーダ一の前では還元鉄の滞留量が多く なる。 特に、 炉床の内周 側の端部付近にある還元鉄は、 内周側から外周側まで長い距離を移動 し なければな らないだけでな く、 外周側に到達する までの間に炉床の他の 部分にある還元鉄と混合される こ とによ っ てさ らに滞留を余儀な く され、 非常に長い時間、 炉内に滞留する こ と となる。
このよ う な問題を解決するためには、 回転炉床炉内で焼成して得られ た還元鉄を素早く 炉外へ排出する こ とが必要であるが、 以下に述べるい く つかの方法を採用する こ とができ る。
例えば、 粉状酸化鉄を回転炉床を有する還元炉で還元して得られる還 元鉄を炉床の移動方向と直角の方向に往復移動する押し出 し装置によ り 排出する方法を採用 して還元鉄の製造を行っ ても よい。
第 1 1 図の ( a ) および ( b ) はこの方法の一例の説明図で、 押し出 し装置と して プッ シ ヤ ーを用いる場合である。 ( a ) は概略平面図、 ( b ) は ( a ) の B— B矢視図である。 図示する よう に、 押 し出 し装置 と して、 回転炉床炉の排出部の炉床 1 3 の内周側 (炉床外) に、 炉床 1 3 の移動方向と直角の方向に往復移動する板状のプッ シ ャ 一 6 9 が設置 されている。
炉床 1 3 の回転に伴っ て排出部へ移動して く る還元鉄は、 プッ シ ヤ ー 6 9 の矢印方向への移動によ り炉床 1 3 の外周側から炉床外へ押 し出さ れ、 排出シ ュー ト 7 0 を介 して排出される。 図示した例では、 破線で示 したプッ シ ヤ ー 6 9 の移動範囲に沿っ てその下流側 (炉床の移動方向側) に ス ト ッ ノ、。一 フ ェ ン ス 6 8 が取り付けられており、 プッ シ ャ 一 6 9 はこ のフ ヱ ン ス 6 8 に沿っ て移動するので、 還元鉄 7 3 は残らず確実に排出 される。 なお、 炉床 1 3 の外周部まで移動 したプッ シ ヤ ー 6 9 は直ちに 元の位置へ戻り、 次の排出のため再び矢印方向へ移動する。
還元鉄を、 上記のよう な押し出 し装置によ り排出するのではな く、 炉 床の幅方向の中央を起点と して炉床の移動方向に向けて V字状に広がる 排出ガイ ドフ ェ ン ス に沿っ て炉床の両側に排出する方法を採用 して還元 鉄の製造を行っ て も よい。
第 1 1 図の ( c ) および ( d ) は こ の方法の一例の説明図である。 ( c ) は概略平面図、 ( d ) は ( c ) の B— B矢視図である。 図示する よう に、 回転炉床炉の排出部の炉床 1 3上に、 炉床 1 3 の幅方向の中央 を起点と して炉床 1 3 の移動方向 (下流側) に向かっ て V字状に広がる 排出ガイ ドフ ェ ン ス 7 1 が設置されている。 この場合は、 その広がり の 角度は炉床 1 3 の移動方向に対して両側にそれぞれ約 4 5度である。 炉床 1 3 の回転に伴っ て排出部へ移動 して く る還元鉄は、 排出ガイ ド フ ェ ン ス 7 1 に到達する と、 こ のガイ ドフ ェ ン ス 7 1 に沿っ て左右に分 けられ、 炉床 1 3 の両側に設置された排出シ ユ ー ト 7 0へと導かれる。 図示した例では、 このガイ ドフ ヱ ン ス 7 1 の手前 (上流側) にこれと平 行して補助ガイ ドフ ェ ン ス 7 2 が取り付けられているので、 排出流れが よ く、 還元鉄 7 3 は滞留せずに円滑に排出される。
排出ガイ ドフ ンスの設置角度は特に限定されないが、 還元鉄を炉床 上に滞留させず、 しかも、 素早く 炉外へ排出するためには、 図示したよ う に、 炉床の移動方向に対して両側にそれぞれ約 4 5度の角度で設置す るのが望ま しい。 排出ガイ ド フ x ン ス の高さは、 こ の フ ェ ンスに到達 した還元鉄が排出 シュ一 ト へ導かれるまでの間にフ 1 ンス を超える こ とがない程度以上の 高さであればよい。
これらの方法によれば、 回転炉床炉内で焼成して得られた還元鉄を素 早く 炉外へ排出する こ とができ、 その結果、 前述した還元鉄の再酸化に よる金属化率の低下を防ぎ、 また、 再酸化を防止するための冷却装置の 設置による炉床上の加熱面積の減少を避けて還元鉄の生産率を維持する こ とが可能となる。
上記従来の還元鉄製造プロ セスにおいては、 塊成化物 (ペ レ ツ ト) を 回転炉床炉内へ装入する際、 塊成化物が粉化 して粉が発生する。 また、 装入後において も、 高温還元される際に割れが発生 し、 粉が生 じる。 こ う して発生した粉は回転炉床炉内で還元され金属鉄粉 (還元鉄粉) とな るが、 この還元鉄粉は排出部に設置されているス ト ツバ一フ ヱ ンス と炉 床の隙間をす り ぬけて排出されずに炉床上に留ま り、 炉床の回転に伴つ て再び原料装入部に送られて加熱を受ける という循環を繰り返し、 回転 炉床炉内に滞留する。
滞留 した還元鉄粉は、 しばら く の間は鉄粉のま まであるが、 長時間炉 内に滞留する と、 鉄粉どう しが焼結して、 炉床上に 「固着物」 と して付 着し、 やがて炉床が鉄板でコーテ ィ ングされた状態とな り、 場合によ つ ては熱変形して炉床面に凹凸を生じさせる。 炉床面に このよ うな凹凸が 発生する と、 原料を焼成する際に焼成むらが生じて還元鉄の金属化率が 大幅に低下するのみならず、 操業に支障を来し、 操業上の大きな問題に も発展しかねない。 さ らに、 炉床 レ ンガに付着した鉄は、 それに機械的 な力が加わる と レ ンガに剝離割れを生 じさせる原因に もなる。
本発明の還元鉄の製造方法においては、 原料混合物を板状に成形した 後還元炉内へ装入するので、 従来の塊成化物と して炉内に装入する場合 に比べる と粉の発生は極めて少ない。 しか し、 高温還元の過程でひび割 れが発生 し、 粉が生じるのを避ける こ とはできず、 長期間にわた って安 定した操業を続けるには、 やは り上記の問題に対する対応策を講 じる こ とが必要となる。
その対策と して、 例えば、 炉床上に残留する還元鉄粉を、 還元鉄の排 出部から原料装入部までの間で、 噴射ガス流によ り吹き飛ばして炉床上 から除去する方法を採用する こ とができる。 なお、 「還元鉄の排出部か ら原料装入部までの間」 とは、 還元鉄の排出部から炉床の移動方向に向 かっ て原料装入部までの、 原料やそれが還元されて生 じた還元鉄が載置 されていない炉床上の区間である。
第 1 2 図は、 こ の方法の一例の説明図である。 なお、 図は、 炉床の移 動方向に対 して垂直な断面を示す。 図示する よう に、 ガス噴射ノ ズル 7 4 が斜め上方から炉床表面に向けて配置されており、 こ のガス噴射ノ ズ ル 7 4 から ガス を噴射して残留還元鉄粉 7 5 を吹き飛ば し、 炉床表面を 清浄に維持する。
ガス噴射ノ ズルの炉床表面に対する角度および炉床表面からの高さ は 特に限定されない。 還元鉄粉を吹き飛ばして効果的に炉床上から除去で きる よう に適宜調整する。
ガスの噴射は、 炉床の移動方向と直交する方向に並べて設置したノ ズ ルから炉床の移動方向に向けて行って も よいが、 図示する よ う に、 炉床 1 3 の移動方向と直交する方向ない しはそれに近い方向に往復移動可能 なガス噴射ノ ズル 7 4 を用い、 このノ ズル 7 4 を図中に矢印で示すよ う に往復移動させながら行うのが望ま しい。
ガス噴射ノ ズルは、 先端の断面形状が円形も し く はそれに近い場合は. 一本ではな く、 炉床の円周方向に複数本並列に配置して用いるのが望ま しい。 また、 ノ ズルの先端の断面形状が偏平で炉床の円周方向に広がつ ている ノ ズルを使用 して も よい。
噴射する ガスの種類は特に限定されないが、 炉床レ ンガの保護と残留 する還元鉄粉の再酸化の防止の観点から、 窒素ガスが望ま しい。 なお、 ガスの噴射圧力について も限定はな く、 還元鉄粉を効果的に炉床上から 除去できる よ う に適宜調整すればよい。
炉床上に残留する還元鉄粉を、 還元鉄の排出部から原料装入部までの 間で、 回転する羽根を備える箒で掃き出 して炉床上から除去する方法を 採用 して還元鉄の製造を行って も よい。 なお、 こ こでいう 「回転する羽 根を備える箒」 とは、 炉床上の残留還元鉄粉を掃き出すという清掃の機 能を有する ものをいい、 羽根ない しは羽根状のものを有する箒に限らず、 一定の固さ と太さ をも っ た毛状のものを有する箒 (通常、 "ブラシ'' と 称される もの) 等でも よい。
回転する羽根を備え る箒と しては、 例えば、 周囲に清掃ブラ シを保有 する 円筒状の箒で、 こ の円筒の軸を回転軸と して正逆方向に回転可能 (つま り、 回動可能) に構成されたものを用いればよい。 次に述べる第 1 3図の拡大図に示す回転羽根箒 7 6 がこれに該当する。
こ のよ う な回転する羽根を備える箒を用い、 これを適宜正方向または 逆方向に回転させる と と もに炉床の移動方向と直交する方向ない しはそ れに近い方向に往復移動させながら残留還元鉄粉を掃き出 して炉床上か ら除去する。
第 1 3 図は、 こ の方法の望ま しい一例の説明図である。 なお、 図は、 炉床の移動方向に対して垂直な断面を示す。
こ の例では、 回転する羽根を備える箒と して、 周囲に清掃ブラシ 7 7 を保有する円筒状の箒であってその円筒の軸 7 8 を回転軸と して正逆方 向に回転可能に構成された回転羽根箒 7 6 (拡大図参照) を、 その円筒 の軸と直交する方向に多数連結して環状の回転羽根箒群 7 9 と したもの を用いる。 すなわち、 こ の回転羽根箒群 7 9 を、 還元鉄の排出部から原 料装入部までの間で、 炉床 1 3の幅方向に複数台 S置し (図示した例で は 2 台 K置) 、 回転羽根箒群 7 9 を構成するそれぞれの回転羽根箒 7 6 を適宜正方向または逆方向に回転させる と と もに環状をなす回転羽根箒 群 7 9 の環自体を炉床 1 3 の移動方向と直交する方向ない しはそれに近 い方向に向けて正方向または逆方向に回転させ、 炉床上の残留還元鉄粉 を除去する。 環状の回転羽根箒群 7 9 を炉床上に 1 台配置 し、 これを上 記のよ う に回転させながら炉床 1 3 の移動方向と直交する方向ない しは それに近い方向に往復移動させても よい。
こ の環状の回転羽根箒群を用いれば、 残留する鉄粉を短時間で効率よ く 除去 し、 炉床表面を清浄に維持する こ とができる。
回転羽根箒の幅 (回転軸方向の長さ) は、 特に限定されないが、 回転 炉床の幅と同 じ く らいにするのが望ま しい。
回転羽根箒の移動速度も特に限定されないが、 炉床の幅と同 じ程度の 幅を有する回転羽根箒で炉床面全体を清掃する とすれば、 少な く と も炉 床の移動速度と同程度以上の速度とする必要がある。
炉床上に還元鉄粉が残留する と と もに固着物が存在する場合は、 還元 鉄の排出部から原料装入部までの間で、 炉床の移動方向と交差する方向 に往復運動が可能で、 かつ下端を炉床に接触させたス ク レーパーによ り 接き取って炉床上から除去する方法を採用 して還元鉄の製造を行う のが 望ま しい。
第 1 4図は、 こ の方法の一例の説明図である。 なお、 図は、 炉床の移 動方向に対して垂直な断面を示す。 図示する よう に、 ス ク レーパー 8 0 は、 その下端が炉床面と接触しており、 炉床 1 3 の移動方向と交差する 方向に往復運動できるよ う に構成されている。 なお、 炉床の移動方向と 交差する方向とは、 炉床の移動方向と直交する方向、 ない しはそれに近 い方向 (直交する方向に対 して 2 0 ' 以下または— 2 0。 以上の角度を なす方向) をいう。
この方法では、 上記のス ク レーパ一を炉床の移動方向と交差する方向 に往復運動させながら炉床上に残留する還元鉄粉および固着物を搔き取 つ て炉床上から除去する。 ス ク レ一パーの移動距離を短く する という点 からすれば、 炉床の移動方向と直交する方向に往復運動させるのが望ま しいといえ る。 図示する よ う に、 ス ク レーパーの先端部に適度な角度を 付けておけば、 搔き取り効果が大き く、 炉床上に付着した固着物も除去 できる。 なお、 ス ク レーパーの幅は回転炉床の幅と同 じ く らいが望ま し い。
炉床上に残留する還元鉄粉を、 還元鉄の排出部から原料装入部までの 間に設けられた吸引フ一 ドを通して吸引 し、 炉床上から除去する方法を 採用 して還元鉄の製造を行って も よい。
第 1 5 図は、 こ の方法のう ち吸引プロ ワ によ り吸引する場合の一例の 説明図である。 なお、 図は、 炉床の移動方向に対して垂直な断面を示す。 図示する よ う に、 還元鉄の排出部か ら原料装入部までの間の炉床上に 吸引フー ド 8 1 (図示した例では、 6 区画に分割されている) が設け ら れており、 分割されたそれぞれの吸引フー ド 8 1 は最終的に 1 本の管に ま とめられ、 バグフ ィ ルタ 一 8 2 を経て吸引ブロ ワ一 8 3 に接続されて いる。 炉床上に残留する還元鉄粉は、 こ の吸引ブロ ワ一 8 3 によ っ て吸 引され、 ノくグフ ィ ルター 8 2で回収される。
吸引フー ドは、 炉床 1 3 の幅全体にわたっ て設けられているのが望ま しい。
還元鉄の炉外への排出を、 前述した押 し出 し装置や V字状の排出ガイ ドフ ェ ンス によるのではな く、 従来のス ク リ ユーフ ィ ーダ一によ り行う 場合、 排出部に設けられた排鉱装置の固定ス ト ッ パーフ X ンス の炉床移 動方向側に下端を炉床に接触させたス ク レーパー型ゲー ト を設け、 還元 鉄粉の炉床上での残留を防止する方法を採用するのが望ま しい。
第 1 6図は、 こ の方法の一例の説明図である。 なお、 図は、 炉床の移 動方向 (図中に矢印で表示) に平行な縱断面を示す。 図示するよう に、 ス ク リ ュ ーフ ィ ーダ一 6 7 の後方 (下流側) に設けられた還元鉄製品 7 3 を溜め置く ための固定ス ト ツ バ一フ ヱ ン ス 6 8 の炉床移動方向側に、 下端を炉床面に接触させてス ク レーパー型ゲー ト 8 4 を設けてお く。 固定ス ト ッ パーフ ヱ ンス 6 8 と炉床面との間には若干の隙間が存在す るが、 こ の隙間は還元鉄を排出する際の還元鉄と炉床面の摩耗によ って 徐々 に拡大する。 そのため、 還元鉄粉 7 5 は この隙間をす り ぬけて排出 されずに炉床上に留ま り、 炉床 1 3 の回転に伴っ て再び原料装入部に送 られて加熱を受ける という循環を繰り返 し、 回転炉床炉内に滞留する。 そ こ で、 固定ス ト ッ ノ ー フ ヱ ン ス 6 8 の炉床移動方向側にス ク レーパ一 型ゲー ト 8 4 を設ける。 こ のス ク レーパー型ゲー ト 8 4 は、 上方から軽 く 炉床 1 3面に押さえつけられ、 炉床面に接触して炉床面との間の隙間 を塞ぐよ う に構成されてい るので、 固定ス ト ッ パー フ ェ ンス 6 8 と炉床 面との間の隙間をす り ぬけても スク レーパ一型ゲー ト 8 4 によ って通過 が阻止され、 還元鉄粉 7 5 の炉床上における残留が防止されて炉床表面 が清浄に維持される。
ス ク レーパー型ゲー ト 8 4 の設置位置は、 ゲー ト 8 4 を炉床 1 3上に 軽く 押さえつけるのに支障がない限り、 固定ス ト ツ バ一フ ェ ンス 6 8 の すぐ後方、 すなわち、 図示する よう にス ト ッ パーフ ン ス 6 8 に密着さ せて取り付けるのが望ま しい。 また、 このス ク レーパー型ゲー ト 8 4 は, 固定ス ト ッ パーフ ェ ンス 6 8 と炉床面との間の隙間 (間隔) が炉床の幅 方向で異なっ ている場合に対応できるよ う に、 幅方向に分割 しておく こ とが望ま しい。
こ の方法によれば、 炉床上における還元鉄粉の残留を未然に防いで炉 床を清浄に維持する こ とができ る。
上述した本発明の還元鉄の製造装置を用いれば、 前記本発明の還元鉄 の製造方法を容易に実施する こ とができ、 その特徴を十分に発揮させる こ とができる。
本発明 (前記 ( 3 ) 及び ( 4 ) の発明) の溶銑の製造方法は、 前記の ( 1 ) の発明の方法で製造 した高温の還元鉄を原料と して使用 し、 溶铣 を製造する方法である。 ( 3 ) の方法は竪型炉を使用する場合であ り、 ( 4 ) の方法は製鍊用溶解還元炉を使用する場合である。
これらの方法において、 原料の混合工程から還元工程まで、 すなわち、 「発明の開示」 の欄に記載 したよ う に、 ( 3 ) 及び ( 4 ) の発明の工程 ( a ) から工程 ( d ) までは、 前述 した ( 1 ) の発明における と同様で あ り、 ( 1 ) の発明で採用する前記の種々 の実施態様で用いる方法につ いて も、 単独で、 又は幾つかを組み合わせて採用する こ とができる。 従っ て、 こ こでは、 工程 ( e ) から工程 ( g) について説明する。 工程 ( e ) は、 還元工程 ( ( 3 ) 及び ( 4 ) の溶銑の製造方法では、 これを予備還元工程と称している) で得られた還元鉄を予備還元炉から 5 0 0 °C以上の温度で排出させる工程である。
排出時の温度を 5 0 0 °C以上とするのは、 この温度以上であれば、 還 元鉄が有する熱を次工程の溶解に有効に利用 して還元鉄の溶解速度を向 上させる こ とができ、 設備のコ ンパク ト ィ匕を図れる と と もに、 プロセス 全体と してのエネルギー効率を向上させ得るからである。 しか し、 排出 時における還元された板状成形物の内部温度が 1 1 7 0 °C以上である と 板状成形物内に融液が存在する可能性があ り、 排出作業に支障を来すお それがあるので、 炉外へ排出する前にその内部温度が 1 1 7 0 °Cを下回 る よ う に加熱を停止 してお く こ とが望ま しい。 なお、 短時間で板状成形 物内の温度を 1 1 7 0 °Cよ り低く する方法と しては、 常温の還元ガスや 窒素などの不活性ガスをその表面に吹き付ける方法、 水冷板をその表面 に接触させる方法等、 さ ま ざまな方法が採用でき る。
次の工程 ( f ) は還元 · 溶解工程で、 前記 ( 3 ) の溶銑の製造方法で は竪型炉を用いる。
第 1 7図は、 ( 3 ) の溶銑の製造方法における工程内容の概略と使用 する設備機械の一例を示す図である。 図示するよう に、 還元鉄 7 3は髙 温状態で回転炉床炉 1 1 に設け られた排出 口 2 4 から連続的に排出され、 次の竪型炉 8 5 によ る還元 · 溶解工程へ送られる。
竪型炉までの距離が遠い場合には、 還元鉄は窒素等の不活性ガスが封 入された密閉式の容器 (図示せず) に容れて搬送されるが、 通常は、 竪 型炉は予備還元炉である回転炉床炉に隣接して設置されるので、 外気か ら遮断され、 窒素などの不活性ガスあるいは竪型炉の排ガス等の還元ガ スが満たされた搬路内をバケ ツ ト コ ンベア等によ っ て竪型炉に装入され る。 なお、 還元鉄は、 予備還元が終了 した時点で焼結され板状となっ て いるので、 軽く 粗粉砕してから コ ンベアで搬送すればよい。
こ の還元 · 溶解工程では、 高温状態の還元鉄 7 3 と、 塊粒状の炭材 (コ ーク ス、 石炭等) 8 6 およびス ラ グ塩基度調整用のフ ラ ッ ク ス 8 7 を、 炉内に炭材の充塡層 (図示せず) を有 し、 炉下部に設置された羽口 8 8から酸素含有ガス (例えば、 空気 8 9 ) を吹き込み羽口前の炭材を 燃焼させて高温の還元ガス を発生させる竪型炉 8 5へその炉上部から装 入し、 還元と溶解を行い、 溶銑と溶滓 9 1 を炉下部出銑口から排出する c こ の よ う に、 ( 3 ) の溶銑の製造方法において使用される製鍊炉は、 炉内に炭材の充塡層を有する竪型炉であ り、 高炉と同様に羽口前の燃焼 帯の周囲は炭材で囲まれているため、 耐火物が高温ガスに直接さ らされ て溶損するのを防止でき る。 さ らに、 前記の特公平 3— 6 0 8 8 3号公 報に記載の方法で採用する鉄浴式の製鍊炉では湯溜ま り を攪拌している のに対し、 この竪型炉では湯溜ま り の攪拌がないこ とから、 耐火物の寿 命延長に極めて効果的である。
また、 炭材充塡層が形成されているため還元雰囲気が高炉と同程度に 強く、 溶銑中の硫黄を低く 抑える こ とができ、 良質な溶銑を製造できる と と もに、 スラ グ中の F e O濃度を高炉並に低く 維持できるため耐火物 の損耗抑制に極めて有効である。
熱効率の点において も、 炉上部から炭材と還元鉄を装入するので、 高 炉と同様にガス と固体 (装入物) との間では向流式熱交換が行われ、 高 い熱効率が確保される。 さ らに、 炭材と して コーク スを使用する場合、 図示するよ う に、 羽口 8 8 から炭素含有物質 9 2 を吹き込むこ と、 およ び、 羽口上方の炉側壁部から空気 8 9 を吹き込み、 炉内の C 〇、 H 2 ガ スを燃焼させてその燃焼熱を還元鉄の溶解に利用する こ と によ り、 コ ー ク ス使用量を低減する こ と ができ る。
竪型炉から発生する排ダス ト 等については、 これを系内で使用 して も よい。 第 1 7図に示した例では、 排ダス ト 3 0等を竪型炉 8 5 の羽口 8 8 から吹き込むと と もに回転炉床炉 1 1 の原料の一部と して使用 してい る。 これによ り、 原燃料の使用効率が向上する と と もに、 ダス ト 等の系 外への排出がな く な り、 廃棄が不要になるので、 コ ス ト および環境保全 の面で有利である。
前記 ( 4 ) の溶銑の製造方法では、 還元 · 溶解工程で製鍊用溶解還元 炉を用いる。
第 1 8図は、 ( 4 ) の溶銑の製造方法における工程内容の概略と使用 する設備機械の一例を示す図である。 図示するよ う に、 還元鉄 7 3 は高 温状態で回転炉床炉 1 1 に設け られた排出口 2 4 から連続的に排出され、 次の製鍊用溶解還元炉 9 4 によ る還元 · 溶解工程へ送られる。
製鍊用還元溶解炉までの距離が遠い場合には、 竪型炉を用いる場合と 同様、 密閉式の容器に容れて搬送されるが、 通常は、 製鍊用還元溶解炉 は予備還元炉である回転炉床炉に隣接して設置されるので、 外気から遮 断され、 窒素などの不活性ガスあるいは製鍊用還元溶解炉の排ガス等の 還元ガスが満たされた搬路内をバケ ツ ト コ ンベア等によ っ て製鍊用還元 溶解炉に装入される。 なお、 還元鉄は、 予備還元が終了 した時点で焼結 され板状となっ ているので、 軽く 粗粉砕してから製鍊用還元溶解炉に装 入すればよい。
こ の還元 · 溶解工程では、 高温状態の還元鉄 7 3 と炭材 8 6 と スラ グ 塩基度調整用のフ ラ ッ ク ス 8 7 を、 炉内に溶融金属浴 9 5 と溶融スラ グ 浴 9 6 と を有 し、 底部から攪拌用ガス 9 7 を溶融金属浴 9 5 内へ吹き込 んで溶融金属浴 9 5 と溶融スラ グ浴 9 6 を攪拌し、 上部から例えば水冷 ラ ン ス 9 8 に よ り酸素を炉内へ供給する製鍊用溶解還元炉 9 4 へその炉 上部から装入 し、 還元と溶解を行い、 溶銑と溶滓 9 1 を炉下部出銑口か ら排出する。
製鍊用溶解還元炉内では、 炉上部から炉内へ導入する酸素によ り炭材 を燃焼させ、 さ らに、 還元鉄中に含まれる未還元の酸化鉄が還元されて 生成する C Oガス、 および炭材から発生する可燃性ガス の一部を燃焼さ せて、 発生する燃焼熱で、 還元鉄、 炭材中の灰分およびフ ラ ッ ク スを溶 解する と と も に、 前記炭材で還元鉄中に含まれる未還元の酸化鉄を還元 する。 炭材から発生する可燃性ガス とは、 C 〇、 H 2 ガス等である。 な お、 このと き、 酸化鉄の還元に必要な熱も供給され、 また、 溶融した金 属浴中への浸炭に必要な炭素も供給される。
前記の炭材と しては、 一般に、 石炭が用いられ、 フ ラ ッ ク ス と しては、 生石灰、 ドロマイ ト等が用いられる。
こ の製鍊用溶解還元炉は高炉のよ う な充塡層タ イ プの炉ではないので、 コ 一 ク ス を使用せず、 コ 一ク ス用強粘結炭が不要である こ と に加え、 多 額の投資を必要と し環境面でも多く の制約がある コーク ス炉を必要と し ないという大きな利点がある。
製鍊用溶解還元炉から発生する排ダス ト等については、 これを系内で 使用 して も よい。 第 1 8図に示した例では、 排ダス ト 3 0 を製鍊用溶解 還元炉 9 4 の上部から装入する と と もに原料の一部と して使用 している ( これによ り、 原燃料の使用効率が向上する と と も に、 ダス ト等の系外へ の排出がな く な り、 廃棄が不要になるので、 コ ス ト および環境保全の面 で有利である。
工程 ( g ) はガス回収工程で、 竪型炉又は製鍊用溶解還元炉の生成ガ ス を回収する と と も に、 その一部を予備還元炉用燃料と して予備還元炉 へ導入する。 すなわち、 第 1 7図又は第 1 8図に示 した よ う に、 生成ガ ス (排ガス 3 1 ) を、 サ イ ク ロ ン等の除塵機 9 3でダス ト 等を除去 した 後、 回収する。 なお、 回収 した ガス は、 そのま ま下工程へ送 っ た り、 あ るいは別途発電用 に も用いる こ と ができ る。
こ の よ う に、 ( 3 ) 又は (4 ) の溶銑の製造方法に よれば、 予備還元 炉内で粉状の鉄原料の還元を速やかに進行させて還元鉄を製造でき る と と も に、 その還元鉄を高温状態で竪型炉又は製練用溶解還元炉に装入 し て高熱効率で溶解 し、 良質の溶銑を製造する こ と ができ る。
(実施例 1 )
第 1 表〜第 3表に示す組成の粉状鉄原料、 粉状固体還元剤と しての石 炭 (微粉炭) およびベ ン ト ナイ ト (バイ ン ダー) を準備 した。 第 4表に 粉状鉄原料および石炭の粒度構成を示す。 第 1 表
化 学 組 成 unass%)
T. Fe Fe203 Fe304 FeO Zn C スラク "成分 LO. I. 鉄鉱石 A 67.5 96.3 0.0 0.2 0.006 0.0 3.5 0.4 鉄鉱石 B 66.0 0.0 82.4 8.2 9.4 0.0 製鉄所タ'スト 31.3 38.7 0.0 5.4 1.9 30.2 23.8 0.0 ルスケ-ル 73.8 0.0 1.9 93.2 4.9 0.0
(注) L.O. I.はイク'ニシヨン 'αス(Loss on Ignition) 第 2 表
化 学 組 成 unass%)
固定炭素 揮発分 灰分 全炭素量
石炭 64.8 25.8 9.4 78.5 表
組 成 (mass%)
脈石 Fes03 L.O. I.
ベントナイ ト 78.5 15.4 6.1
(注) L.O. I.はイダ、ニシヨン ·0ス (Loss on Ignition) 第 4 表
粒度調整後の粒度構成
鉄鉱石 A - 325 mesh: 90mass%
鉄鉱石 B -325 mesh: 90mass%
製鉄所タ"スト 一 0.5誦 : 90mass%、 -0.05mm: 30mass%
ミルスケ—ル 一 3腿 : 90mass%、— 1mm: 50mass%
石炭 -200 mesh: 75mass%、 -325 mesh: 60mass% こ れ ら を第 5表に示す記合割合で混合 し た後、 こ の混合原料を前記第 2図に示 した成形、 装入装置に よ り、 厚さ 1 5 mm、 幅 5 O O mmの板 状成形物、 および、 幅は こ れと 同 じであ る が、 その表面に前記図 3に示 し た形状の凹凸を有する板状成形物に成形 した。
ま た、 比較のため、 混合原料の一部は、 これをパ ン型ペ レ タ イ ザ一で 直径 1 8 mmの生ペ レ ツ ト に塊成化 し、 その後 1 1 5 °Cに加熱 して水分 を 9 0 %以上除去 した乾燥ペ レ ツ ト と した。 第 5 表
原 料配 合 割 合 (mass%)
鉄鉱石 A 鉄鉱石 B 製鉄所 スト ミルスケ-ル 石炭 ントナ仆 添加水分 混合原料 P 71.5 19.0 1.5 8.0 混合原料 Q 72.0 18.5 1.5 8.0 混合原料 R 58.6 13.4 18.5 1.5 8.0 混合原料 S 25.7 47.5 17.3 1.5 8.0 これらの成形物及びペ レ ツ ト について、 第 1 9図に示す小型の高温加 熱還元試験炉 ( ( a ) は概略縦断面図であ り、 ( b ) は ( a ) の A _ A 矢視断面図である) を用い、 第 6表に示す条件で還元試験を行っ た。 な お、 第 6表の 「炉内平均温度」 とは、 成形物又はペ レ ツ ト表面への酸素 含有ガスの吹き付けを停止 した後の炉内空間部の平均ガス温度である。
第 6 表
混合原料の 混合原料の 物表面 炉床上に粉状 成形物表面への 炉内平均温度 還元時間 金属化率 の凹凸形成 の固体還元剤 酸素含有ガス
種 類 形 態 の有無 を薄く敷く 直接吹付けの有無 CO unin (%) 本発明例ケ-ス 1 混合原料 P 無し 無し 無し 1300 15 92.0 ケ-ス 2 混合原料 P 有り 無し 無し 1300 15 91.7 ケ-ス 3 混合原料 P 板状成形物 無し 有り 無し 1300 15 92.9 ケ-ス 4 混合原料 P 板:^ «物 無し 無し 有り 1300 12 91.6 比糊 ケ-ス 5 混合原料 P ペレツト 無し 有り 1300 10 92.0 本発明例ケ-ス 6 混合原料 Q 無し 無し 有り 1300 11 92.2 ケ-ス 7 混合原料 R 板 物 有り 無し 有り 1300 12 92.0 ケ-ス 8 混合原料 S 有り 無し 有り 1300 11 91.9
第 1 9 図に示すよ う に、 高温加熱還元試験炉 9 9 にはバーナーが上下 2段に設置されており、 下段のバーナー 1 0 1 は固体還元剤から可燃性 揮発成分が発生 している期間だけ酸素含有ガス と して空気を板状成形物 1 8又はペ レ ツ ト の表面に吹き付けて可燃性揮発成分を燃焼するための ものである。 可燃性揮発成分の発生が終了 した時点でこ の下段パーナ一 1 0 1 の使用を停止 した。 一方、 上段のバーナー 1 0 0 は炉内の温度を 所定温度に維持するための加熱用バーナーである。
なお、 こ の試験炉は固定式であるためバーナーを上下 2段に設置した が、 回転炉床炉の場合は 2段にする必要はな く、 1 段でも よい。 すなわ ち、 回転炉床では、 板状成形物の装入部の下流側に位置する可燃性揮発 成分の発生区間に設置されたバーナーの角度を酸素含有ガスが成形物の 表面に吹き当たる よう な角度に しておけばよい。 また、 炉内へ吹き込む 酸素含有ガスは排ガス と熱交換して約 5 0 0 〜 6 0 0 °C程度に予熱して から吹き込むのが有利である。
還元試験では、 金属化率の 目標値を 9 2 %と設定し、 こ の 目標値を達 成できる還元時間を測定した。 その結果を前記第 6表に併せて示す。 試験は、 まずケース 1 の条件で実施した。 その結果、 ペ レ ッ ト 化しな く て も、 還元時間を約 1 5分かければ金属化率 9 2 %を達成できる こ と が確認できた。 こ の還元時間は、 通常の天然ガスを改質して得られた還 元ガスを使用するシ ャ フ ト 炉型直接還元方式の還元時間が約 8 〜 1 0時 間である こ と と比較する と、 極めて短く てよいこ と を示している。
ケース 2 は板状成形物の上面に凹凸を付けた場合で、 還元時間はケ一 ス 1 の場合とほぼ同 じであつたが、 炉床単位面積当た り の原料積載量が 約 1 . 9倍になったこ とから生産性も約 1 . 9倍に向上する こ とが確認 された。 これは、 炉床単位面積当た り の原料積載量が約 1 . 9倍になつ て も、 板状成形物の上面に形成させた凹凸によって受熱面積が増加 した こ とや、 凸部は両面から加熱される こ と によ り昇温速度が向上したこ と. によ る もの と考え られる。
ケー ス 3 は炉床上に粉状固体還元剤を薄く 敷いた上へ板状成形物を載 せて、 高温還元したもので、 他のケー ス では若干の還元鉄が炉床に固着 するのが認められたのに対 し、 本ケー ス では還元鉄の固着は皆無であつ た。
ケー ス 4 は板状成形物を炉内に装入 した後、 石炭中の可燃性揮発成分 の発生が続く 約 2分間だけ板状成形物の表面に空気を供給 し、 石炭から 発生する可燃性揮発成分を板状成形物の表面でも燃焼させた場合である。 この結果、 還元時間は 1 2分と、 ケー ス 1 での 1 5分よ り も更に 3分間 短縮され、 板状成形物から発生する可燃性揮発成分の燃焼を板状成形物 の表面でも行わせながら加熱、 昇温する方法の有利性を確認する こ とが できた。
ケー ス 5 は従来の乾燥ペ レツ ト を使用 した場合である。 この場合の還 元時間は 1 0分であ り、 ケー ス 4 の場合に比較して若干短かった。 これ は、 ペ レ ツ ト は乾燥してから使用 しているのに対して板状成形物は未乾 燥のまま使用 しているためと考え られる。 ただし、 ペ レ ッ ト を使用 した 場合は、 炉外において比較的長時間の乾燥を要するため、 その分だけ処 理時間を費やしており、 決して有利である とは言えない。 したがっ て、 粉状の原料を板状成形物と して使用する本発明の方法は、 塊成化 (ペ レ ッ ト化) して使用する場合と比較して も遜色のない還元法である こ とを 示すものと言える。
ケース 6 は表 1 に示した鉱石 B (酸化鉄の形態がマグネタ イ ト) を使 用 した場合であるが、 このときの還元時間は 1 1 分で、 ケース 4 (酸化 鉄の形態がへマタ イ ト の鉱石 Aを使用) と比較する と若干短かった。 こ れは、 マグネタ イ ト とへマタ イ ト の金属鉄までの還元はいずれも吸熱反 応である ものの、 鉄原子当たり の反応熱はマグネタ イ ト の方が約 4 7 6 0 k c a 1 / m o 1 少ないために成形物内の温度低下が小さ く、 その 結果、 還元反応が促進されたものと考え られる。
ケース 7 は鉱石 Aに製鉄所内発生ダス ト をプレ ン ド した鉄原料を使用 した場合であ り、 ケース 8 はダス ト と ミ ルスケールをブ レ ン ド した鉄原 料を使用 した場合である。 還元時間はそれぞれ約 1 2分、 および 1 1 分 で、 鉄鉱石を使用 したケース 4 の場合と ほぼ同程度であっ た。
ま た、 Z n を含むダス ト を使用 したケース 7の脱 Z n率は 9 2 %であ り、 本発明方法によ る脱 Z n効果を確認する こ とができた。
ケー ス 8 の混合原料 S はやや粗粒であるのに還元時間があま り変わら なかっ たのは、 混合原料 S における酸化鉄の形態は F e 〇なので、 F e 2 03 をベー ス に した還元率は 3 0 %程度となっ て金属鉄までの還元量 が少な く てすむこ と、 および、 F e Oから金属鉄までの鉄原子当た り の 反応吸熱量は F e 2 03 の場合に比較 して約 2 0 5 9 0 k c a 1 / k m o l 少ないために、 板状成形物内の温度低下が小さ く、 その結果、 還元 反応が促進されたこ と によ る ものと考え られる。
(実施例 2 )
第 7表〜第 9表に示す組成と粒度構成の粉状鉄鉱石、 粉状固体還元剤 と しての石炭 (微粉炭) を第 1 0表に示す記合割合で混合 したものを準 備 した。
第 7 表
粉状鉄原料の 化 学 組 成 (mass%)
種 類 T.Fe Fe203 Fe304 FeO スラグ'成分 L.0.1.
鉄鉱石 67.5 96.3 0.0 0.2 2.0 0.4
(注) L.O. I.はイク'ニシヨン'ロス(Loss on Ignition) 第 8 表
固体還元剤 化 学 組 成 (mass%)
の 種類 固定炭素 揮発分 灰分 全炭素量
石 炭 64.8 25.8 9.4 78.5
コークス 88.0 0.2 11.0 88.7 第 9 表
粒度調整後の粒度構成
鉄鉱も — 325 mesh : 90raass%
石炭 - 200 mesh : 75mass%、 一 325 mesh: 60mass%
コークス 10〜30 mm : 30mass%、 30〜60 mm: : 70mass% 第 10
原料記合比率 unass%)
鉄鉱石 石炭 計
79. 7 20. 3 100. 0 試験設備と しては、 前記の第 1 7 図に示した小型の溶銑製造試験設備 を使用 した。 すなわち、 予備還元炉と して回転炉床炉 1 1 を、 製鍊炉と して竪型炉 8 5 を使用 し、 原料受け入れホ ッ パー 2 6、 混合機 2 2、 廃 熱回収熱交換機 3 4 などから構成される設備である。
原料受け入れホ ッ パー 2 6 受け入れられた粉状酸化鉄 2 7 (粉鉱石) 、 還元剤 2 8 (微粉炭) 及びバイ ンダー 2 9 を所定量だけそれぞれのホ ッパーから切 り 出 して混合機 2 2 へ装入 し、 少量の水を添加 して十分に 混合 した後、 混合物を回転炉床炉 1 1 へ装入 した。
炉床への装入は、 前記第 2図に示した成形、 装入装置で板状に成形 し て炉床上に載せる方法によ り行っ た。 なお、 板状成形物の厚さ は 1 5 m mと した。
空気は、 燃焼用空気も含め、 回転炉床炉の排ガス と熱交換して 6 0 0 でに予熱して使用 した。 可燃性揮発成分の発生が終了 した後は、 炉内空 間部の平均ガス温度を約 1 3 0 と した。 また、 還元鉄の金属化率の 目標値は 9 2 %と した。
回転炉床炉 1 1 で得られた還元鉄は、 約 1 1 5 0でで炉外へ取り 出 し、 軽く 粗粉砕した後、 竪型炉 8 5へ炉上部から装入 した。 竪型炉 8 5の炉 上部からは第 8表及び第 9表に示した性状のコ ーク スを石灰石と と もに 装入した。 なお、 石灰石はスラ グの塩基度が 1 . 2 5 になる量と した。 羽口 8 8 からは、 空気 8 9 と酸素 9 0 を吹き込むケー ス に加え、 炭素 含有物質 9 2 (微粉炭) を吹き込み、 微粉炭に比較して高価なコー ク ス 消費量を低減するケー ス について も検討した。
溶銑は炉下部に設けられた出銑口から溶滓 (ス ラ グ) と と もに排出 し た。
竪型炉 8 5の排ガ ス 3 1 は、 除塵機 9 3 (サ イ ク ロ ン) で除塵した後, その一部を回転炉床炉 1 1 で用いる燃料と してパーナ一 2 5 から吹き込 み、 残り は他の設備の燃料用と して回収 した。
試験は、 第 1 1 表に示す 6 ケー ス について実施した。
第 11
炉 項 目 ケ-ス 1 ケ-ス 2 ケ-ス 3 ケ-ス 4 ケ-ス 5 ケ-ス 6 予備 予備還元炉炉床上への混合物の へ。レット 板状 板状 板状 板状 板状 還元炉 置き方 使用 成形物 成形物 成形物 成形物 成形物 炉床上に粉状の固体還元剤を薄く ― 一 実施 ― ― ― 敷く
板 v\成形物 ト面¾の ( _ I | _ | ― ― ― 実施 一 一 鉱石 (kK/pt) 1370 1370 1370 1370 1370 1370 ^予 温度 (°C) 600 600 600 600 600 600 ψ気骨 (Nm3/pt) 1789 1743 1743 1621 1739 1764
¾鋪 排ガス使用 ·■ (Nm3/pt) 404 404 404 404 404 241 平備 元炉内 元時間 (mi jj) 10 15 15 15 15 15 m l sTi (%) 92.0 92.0 92.0 91.8 92.0 92.0 還 5?鉄排出温度 (V,) 1150 1150 1150 1150 1150 1150 への凝 因盖 若干 若干 皆無 若干 若干 若干 oo
発生 発生 発生 発生 発生 製鍊炉 還元鉄装入温度 c) 650 650 650 650 650 650 クス (kg/pt) 341 341 341 312 287 107 微粉炭 (kg/pt) 0 0 0 0 0 329 燃料 (kg/pt) 341 341 341 312 287 436 酸素 (Nm3/Pt) 126 129 129 116 72 265 空気 (Nm3/pt) 562 566 566 509 622 47 空気温度 (°C) 25 25 25 25 600 600 溶銑温度 CO 1500 1500 1500 1500 1500 1500 溶銑 [C] (%) 4.6 4.6 4.6 4.6 4.6 4.6 溶銑 [S] (%) 0.02 0.02 0.02 0.02 0.02 0.02 スラグ (kg/pt) 168 168 168 163 159 178 スラグ塩基度 (-) 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25
ケース 1 は従来法による と こ ろの原料混合物をペ レ ツ ト化 した場合の 試験であり、 このと きの回転炉床炉における還元時間は 1 0分であっ た。 ケース 2 は原料混合物を板状に成形 した場合であるが、 塊成化 (ペ レ ッ ト化) しな く て も、 還元時間を約 1 5分とすれば金属化率 9 2 %の還 元鉄が得られる こ と を確認した。 こ の還元時間は、 通常の天然ガスを改 質して得られた還元ガスを使用する シ ャ フ ト 炉型直接還元方式の還元時 間が約 8〜 1 0時間である こ と と比較する と、 極めて短く てよいこ と を 示している。
ケース 3 は炉床上に粉状固体還元剤を薄く 敷いた上へ板状成形物を載 せて高温還元した場合で、 他のケース では若干の還元鉄が炉床に固着す るのが認め られたのに対して、 還元鉄の固着は皆無であっ た。
ケース 4 は板状成形物の上面に前記の第 3 図に示した凹凸を付けた場 合である。 金属化率と還元時間はケース 2 の場合とほぼ同 じであつたが、 炉床単位面積当た り の原料積載量が約 1 . 9倍になっ たこ とから生産性 も約 1 . 9倍に向上する こ とが確認された。 これは、 炉床単位面積当た り の原料積載量が約 1 . 9倍になって も、 板状成形物の上面に形成させ た凹凸によ つて受熱面積が増加 したこ とや、 凸部は両側面から加熱され て昇温速度が向上したこ と による ものと考え られる。
以上のケース 1 〜 4 において、 送風条件と しては、 酸素を富化した常 温の空気を使用 し、 羽口前理論燃焼温度を 2 5 0 0 °Cと して操業し、 約 6 5 0 °Cの還元鉄を竪型炉へ装入して、 炭素 4 . 6重量%、 硫黄 0 . 0 2重量%を含む良質な溶銑を製造する こ とができた。
ケース 5 は、 空気を約 6 0 0 °Cに加熱して送風した場合で、 酸素使用 量がケース 2 に比較して 5 7 N m 3 Z p t 低下する と と も に、 竪型炉の 燃焼比も低下し、 その効果が確認できた。
ケース 6 は、 羽口から微粉炭を吹き込んだ場合で、 燃焼比は若干上昇 したものの、 コ一ク ス比は 1 0 7 k g Z p t と他のケースに比較して約 1 3 に低下 し、 その効果が確認できた。
(実施例 3 )
実施例 2 で用いた第 7表〜第 9表に示 した組成と粒度構成の粉状鉄鉱 石、 粉状固体還元剤と しての石炭 (微粉炭) 及び実施例 1 で用いた第 3 表に示 したベン ト ナ イ ト を表 1 2 に示す配合割合で混合 した ものを準備 した。
第 12 表
原料 S合比率 (mass%)
鉄厶 ¾ 石炭 ベントナイ ト 計
75. 7 19. 3 5. 0 100. 0 試験設備と しては、 前記の第 1 8 図に示した小型の溶銖製造試験設備 を使用 した。 すなわち、 予備還元炉と して回転炉床炉 1 1 を、 製鍊炉と して製鍊用溶解還元炉 9 4 を使用 し、 原料受け入れホ ッ パー 2 6、 混合 機 2 2、 廃熱回収熱交換機 3 4 などから構成される設備である。
原料受け入れホ ッ パー 2 6へ受け入れられた粉状酸化鉄 2 7 (粉鉱石) 、 還元剤 2 8 (微粉炭) 及びバイ ンダー 2 9 を所定量だけそれぞれのホ ツ バ一から切り 出 して混合機 2 2へ装入し、 少量の水を添加 して十分に 混合 した後、 混合物を回転炉床炉へ装入 した。
炉床への装入は、 前記第 2図に示した粉状の混合物をローラで板状に 成形 して炉床上に載せる方法によ り行っ た。 なお、 板状成形物の厚さは 1 5 m mと した。
空気は、 燃焼用空気も含め、 回転炉床炉の排ガス と熱交換して 6 0 0 でに予熱して使用 した。 可燃性揮発成分の発生が終了 した後は、 炉内空 間部の平均ガス温度を約 1 3 0 0でと した。 また、 還元鉄の金属化率の 目標値は 9 2 %と した。
回転炉床炉 1 1 で得られた還元鉄は、 約 1 1 5 0でで炉外へ取り 出 し、 軽く 粗粉砕した後、 製鍊用溶解還元炉 9 4へ炉上部から装入した。 製鍊 用溶解還元炉 9 4 の炉上部か らは炭材 8 6 (石炭) を フ ラ ッ ク ス 8 7 (石灰石) と と もに装入 した。 なお、 石灰石はス ラ グの塩基度が 1 . 2 5 になる量と した。
溶銑は炉下部に設けられた出銑口から溶滓 (ス ラ グ) と と もに排出 し た。
製鍊用溶解還元炉 9 4 の排ガ ス 3 1 の一部は回転炉床炉 1 1 で用いる 燃料と して使用 し、 残り は他の設備の燃料用 と して回収 した。
試験は、 第 1 3表に示す 4 ケー ス について実施 した。
第 13
炉 項 目 ケ-ス 1 ケ-ス 2 ケ-ス 3 ケ-ス 4 予備 予備還元炉炉床上への混合物の Λ レツ卜 板状 板状 牧状 還元炉 脣き方 使用 成形物 成形物 成形物 炉床上に粉状の固体還元剤を薄く 実施 敷く
板状成形物上面の凹凸 実施 鉱石 (kg/pt) 1436 1436 1436 1436 空気予熱温度 (。c) 600 600 600
r
空気量 (NmVpt) 2145 2145 2145 1144 製錶炉排力ス使用量 (Nm /pt 538 538 538 538 予備還元炉内還元時間 (mi n) 10 15 15 15 還元鉄金属化率 {%) 92.0 92.0 92.0 91.8 還元鉄排出温度 CC) 1150 1150 1150 1150 炉床への還元鉄固着 若十 若干 皆無 若干 発生 発生 ? E 製鍊炉 還元鉄装入温度 CO 800 800 800 800 石炭 (kg/pt) 282 282 282 283 酸素 (NmVpt) 282 282 282 283 溶鉄温度 (°C) 1500 1500 1500 1500 溶鉄 [C ] (%) 4.0 4.0 4.0 4.0 溶鉄 [ S ] (%) 0.05 0.05 0.05 0.05 スラグ (kg/pt) 177 177 177 177 スラグ塩基度 (一) 1.25 1.25 1.25 1.25
ケース 1 は従来法によ る と こ ろの原料混合物をペ レ ツ ト化 した場合の 試験であ り、 こ のときの回転炉床炉における還元時間は 1 0分であっ た c ケー ス 2 は原料混合物を板状に成形 した場合であるが、 塊成化 (ペ レ ッ ト化) しな く て も、 還元時間を約 1 5分とすれば金属化率 9 2 %の還 元鉄が得られる こ とを確認した。 この還元時間は、 通常の天然ガスを改 質 して得られた還元ガスを使用する シ ャ フ ト 炉型直接還元方式の還元時 間が約 8 ~ 1 0時間である こ と と比較する と、 極めて短く てよいこ と を 示している。
ケー ス 3 は炉床上に粉状固体還元剤を薄く 敷いた上へ板状成形物を載 せて高温還元した場合で、 他のケースでは若干の還元鉄が炉床に固着す るのが認め られたのに対して、 還元鉄の固着は皆無であっ た。
ケース 4 は板状成形物の上面に前記の第 3図に示した凹凸を付けた場 合である。 金属化率と還元時間はケー ス 2 の場合とほぼ同 じであつ たが、 炉床単位面積当た り の原料積載量が約 1 . 9倍になっ たこ とから生産性 も約 1 . 9倍に向上する こ とが確認された。 これは、 炉床単位面積当た り の原料積載量が約 1 . 9倍になって も、 板状成形物の上面に形成させ た凹凸によ っ て受熱面積が増加 したこ とや、 凸部は両側面から加熱され て昇温速度が向上したこ と によ る ものと考え られる。
以上のケース 1 〜ケース 4のいずれにおいても、 約 8 0 0 °Cの還元鉄 を製鍊用溶解還元炉へ装入 して、 炭素 4 . 0重量%、 硫黄 0 . 0 5重量 %を含む良質の溶銑を製造する こ とができた。
(実施例 4 )
第 1 4表に示す粉鉄鉱石と第 1 5表に示す粉石炭を用い、 第 1 6表に 示す記合率で記合 し、 混合した後、 ダブルロ ール圧縮機によ り 同表に示 す寸法の板状成形物に成形し、 装入シユ ー ト を介して回転炉床炉に装入 し、 焼成して還元鉄と した。 用いた回転炉床炉の設備仕様と操業条件を 第 1 7表に示す。 第 14 表
粉状鉄原料 化 学 組 成 (mass%) 粒 度 種類 銘柄 Fe20: , Si02 A1203 FeO ZnO - 74〃m -44 / m 鉄鉱石 Wトフ仁ド隱 97. 0 1. 0 0.5 0. 1 0. 001 81% 42% 第 表
粉状固体還元剤 化 学 組 成 (mass%) 粒 度 種類 銘柄 c H Fe203 Si02 A1203 VM -7 A urn -44 m 石炭 ウッドラント' 74. 3 4.4 1. 0 5.9 3. 1 34.2 86% 44%
(¾) VM:揮発性成分 第 16 表
成形原料形状 寸 法 成 水分 銘柄 配合率 水分
(mass%) (mass%) (mass%) 板状成形物 5m (幅) X I 5画 (厚み) 11 MBR 77 8
ゥヅト ラント 21 9 ロ-ドタ-ル 2 0 第 17 表
回転床炉の主仕様 操業条件
有効外径 40m 回転炉床速度 0. 080rpm
有効内径 30m 炉内温度 1300°C
有効幅 5. 0m 炉内燃焼ガス LPG
炉天井から炉床までの距離: 2. lm 還元鉄の製造に際しては、 第 1 8表のケー ス 1 〜ケー ス 6 に示す方法 で炉床上に残留する鉄粉を除去 し、 も し く は炉床上に還元鉄粉の残留を 防止し、 得られた還元鉄の金属化率によ り 本発明の効果を評価した。 な お、 ケー ス 1 は従来例で、 還元鉄を前記の第 1 0 図に示したス ク リ ュ ー フ ィ 一ダ一によ り排出 した後、 炉床上に残留する還元鉄粉を除去せずに 操業した場合である。 第 18 表
還元鉄粉 設備仕様 金属化率 備考 除去装置 (%)
ケ-ス 1 なし ― 85. 6 従来例 ケ-ス 2 力"ス噴射ノス'ル ノス"ルの幅 : 5m 93. 1 本発明例
(第 12図) ノス'ルの移動iS : 20m/min
ケ-ス 3 回転羽根第 回転羽根第群の幅 : 5m 91.4 本発明例
(第 13図) 箒群の移動;^ : 20m/min
ケ-ス 4 往復スクレ-ハ。 - スクレ-ハ。-の幅 : 5m 90.6 本発明例
(第 14図) スクレ -Λ° -の移動速度: 20m/min
ケ-ス 5 吸引フ-ド 炉床幅方向に一列設置 94.5 本発明例
(第 15図) 吸引口:幅 5m,長さ 0. 3m
ケ-ス 6 スクレ-ハ。-型 炉床幅方向に一列設置 90.7 本発明例
ケ' -ト (ゲ-ト幅 5m、厚み 10腸)
(第幽) 接触圧 (押付け圧) : 2kgf/cm2 前記の第 1 8表に各ケー ス における還元鉄の金属化率を示したが、 本 発明例では従来例に較べ、 還元鉄の金属化率を高 く 維持できた。 これは、 本発明例では炉床上に残留する還元鉄粉を還元鉄の排出毎に除去した結 果、 あるいは還元鉄粉の炉床上における残留を防止した結果、 むら焼成 が低減したこ とによる ものである。
(実施例 5 )
前記の実施例 4 の第 1 4表に示した粉鉄鉱石と第 1 5表に示した粉石 炭を用い、 同 じ く 第 1 6表に示 した E合率で記合 し、 混合 した後、 ダブ ルロール圧縮機によ り 同表に示す寸法の板状成形物に成形 し、 装入シ ュ ー ト を介して回転炉床炉に装入 し、 焼成 して還元鉄と した。 用いた回転 炉床炉の設備仕様と操業条件は実施例 4 における と同 じである。
還元鉄の排出は、 第 1 9表のケース 1 〜ケース 3 に示す方法で行い、 得られた還元鉄の金属化率によ り本発明の効果を評価した。 第 19 表
排出装置 設備仕様 金属化率 備考
(%)
ケ- -ス 1 スクリュ-フィ-タ' - 一 85. 6 従来例 ケ- -ス 2 力'仆'フェンス 90. 1 本発明例
(第 11図 c d)
ケ- -ス 3 7° "ノシ フ ッシ Ψ§ 5m 92. 1 本発明例
(第 1 1図 a b) フ'ッシャ -移動 ¾ g 20m/mi n 前記の第 1 9表に各ケー ス における還元鉄の金属化率 (平均値) を示 したが、 本発明例では従来例に較べ、 金属化率を高 く 維持できた。 これ は、 本発明例では還元鉄の炉床上での滞留がなく、 再酸化が防止できた ためと考え られる。
(実施例 6 )
前記の実施例 4 の第 1 4表に示した粉鉄鉱石と第 1 5表に示 した粉石 炭を用い、 同 じ く 第 1 6表に示 した配合率で配合 し、 混合 した後、 第 2 0表に示すペ レ ツ ト 又は板状成形物に成形 し、 装入シュー ト を介して回 転炉床炉に装入 し、 焼成して還元鉄と した。 用いた回転炉床炉の設備仕 様と操業条件は、 回転炉床速度を原料装入から製品排出まで 9分になる よう に調整 した以外は実施例 4 における と同 じである。
第 20
成形原料形状 寸 法 銘柄 配合率 水分
(mass%)
ペレッ ト 15腿 (球径) BR 78 8
(ハ"イン夕"-なし) ウッド'ランド 22 9 ペレッ ト 15腿 (球径) MBR 77 8
(Λ"インタ"-あり) ゥッ卜"ラン卜 21 9
Λ"ントナ仆 2 0
板雌形物 5m (幅) XI 5mm (厚み) MBR 78 8
( インタ"-なし) ウッド'ランド' 22 9 前記の図 1 に示 した製造工程にのっ と り、 直径 7. 5 mの皿型ペ レタ ィ ザ一を用いて径が 1 5 mmのペ レ ツ ト を製造し、 回転炉床炉に装入 し て還元鉄を製造した。 なお、 ペ レ ッ ト に成形後の水分は 1 1 質量%と し た。
得られた還元鉄の金属化率を第 2 1表のケース A及びケース Bに示す。 ケース A及びケース Bは混合機と して従来使用されている フ レ ツ ト ミ ル を用いた場合 (いずれも従来例) である。
一方、 第 2 0図に示す製造工程にの っ と り、 混合機 2 2 と して回転速 度を 3 0 0 r p mと した高速攪拌ミ キサーを用いて、 粉鉄鉱石 3、 粉石 炭 4および水分 7を成形原料の水分が 1 1 質量%で一定となるよう に一 括混合処理し、 回転炉床炉 1 1 の原料装入部 1 2の直上に設置したダブ ルロール圧縮機 1 0 (拡大 して図示) で板状に成形 し、 装入シュー ト 1 0 2で回転炉床 1 3上に装入して還元鉄を製造した。
得られた還元鉄の金属化率を第 2 1表のケース C、 ケース D 1 及びケ ース D 2に示す。 ケース Cは混合機と して従来使用されているフ レ ツ ト ミ ルを用いた場合 (本発明例) 、 ケース D l、 D 2はいずれも高速攪拌 ミ キサーを用いた場合 (本発明例) で、 D 1 は粉石炭をそのま ま使用 し た場合、 D 2は事前に乾燥処理した場合である。 こ れ らの結果に示される よ う に、 高速攪拌 ミ キサー を用いた本発明例 の方が高い金属化率を示 した。 ま た、 事前に粉石炭を乾燥処理 した方が 高い金属化率が得られた。
ま た、 原料の水分と還元鉄の金属化率の関係を第 2 1 図に示す。 こ の 結果か ら、 ケー ス D 1 において、 原料水分が 6 〜 1 8 質量%の と き高い 金属化率が得られる こ と がわかる。 第 21
颇機 Λ"インタ" - 石炭水分 混合機 金属化率
(mass%) (回転速度, ) (%)
ケ-ス A へ。レタイサ' - なし 9 フレットミル 62 従来例 ケ-ス B へ。レタイ f - へ"ントナ仆 9 フレットミル 69 従来例 ケ-ス C タ"フ Ί 1ール なし 9 フレットミル 89 本発明例 ケ-ス D 1 タ、'フ'、ルロ-ル なし 9 高速ミキサ- (300) 94 本発明例 ケ-ス D 2 夕'フ"ルロール なし 乾燥 高速ミキサ- (300) 98 本発明例
(実施例 7 )
第 2 2 表に示す粉鉄鉱石と第 2 3 表に示す粉石炭を用い、 こ れ ら を第 2 4 表に示す条件で還元鉄を製造 し、 その と きの還元鉄の金属化率を求 めて、 本発明の効果を評価 した。
第 22 表
粉状鉄原料 化 学 組 成 (mass%) 粒度 種類 銘柄 Fe203 Si02 A1203 FeO ZnO -1mm 鉄鉱石 Λ。レットフ仁ド MBR 97. 0 1.0 0.5 0. 1 0.001 80% 鉄鉱石 力ラシ"ヤス 96. 2 0.5 0.8 0. 1 0. 001 43%
粉状固体還元剤 化 学 組 成 (mass%) 粒度 種類 銘柄 C H Fe203 Si02 AlsOa VM -1mm 石炭 ウッドランド 74. 3 4.4 1.0 5.9 3. 1 34. 2 13%
(注) V :揮発舰分 第 24 表
試験項目 粉状鉄原料 粉状固体還元剤 備 考 粉鉄鉱石の成分 各種銘柄の鉄鉱石 79% 石炭 (ウッドランド) 21% 従来例:
(Al203+Si02) (難 d5。=60〃m) (粒度 d5。=60〃m) ントナ仆 2% 変更試験 鉄鉱石麵 77% 石炭 (ウッドランド) 21% (粒度各 d5。=60 in) 微纖鉱石への 鉄鉱石麵 79% 石炭 (ウッドランド') 21%
粉石炭混合試験 水分 9% 還元鉄の製造は、 前記の第 1 図に示した製造工程にのっ と り、 直径 5. 0 mのダブルロ ールを備えたダブルロ ール圧縮機で板状に成形 し、 これ を装入シュー ト で回転炉床炉に装入 し、 焼成する こ と によ り行っ た。 用 いた回転炉床の設備仕様と操業条件は実施例 6の場合と同様である。 <粉鉄鉱石の成分 ( A l 2 03 + S i 02 ) 変更試験 >
A 1 2 03 と S i 02 の合計含有量の異なる種々 の銘柄の粉鉄鉱石を 用い、 粉鉄鉱石に含まれる (A l 2 03 + S i 02 ) 成分の金属化率に 及ぼす影響を調査した。 また、 比較のため、 従来用い られて きたベン ト ナイ ト (粘土) を添加 した場合の (A l 2 0 a + S i 02 ) 成分の金属 化率に及ぼす影響も調査した。
結果を第 2 2図に示す。 図中の ·印は (A l 2 03 + S i 02 ) 成分 の含有量の異なる種々 の銘柄の粉鉄鉱石を用いた場合であ り、 〇印はべ ン ト ナイ ト を添加 して原料混合物の (A l 2 0 a + S i 02 ) 成分の含 有量を変えた場合である。
こ の結果か ら明 らかなよ う に、 粉鉄鉱石の銘柄を変え る こ と によ り (A 1 2 03 + S i 02 ) 成分の含有量を変えた場合、 その含有量が 4 質量%以上になる と還元鉄の金属化率は急激に上昇した。 これに対して. ベン ト ナイ ト (粘土) を添加する こ とによ り (A l 2 0 a + S i 02 ) 成分の含有量を変えた場合は、 ベン ト ナイ ト の添加量に比例する上昇の みで急激な上昇は認められなかっ た。
ぐ微粉鉄鉱石への粉石炭の混合試験 >
粉状鉄原料と して、 — 0. 1 mmが 8 0 %の粒度の微粉鉄鉱石 (ペ レ ッ ト フ イ ー ド M B R) を用い、 粉状固体還元剤と して水分が 9質量%の 石炭を用い、 こ の石炭をィ ンパク ト ミ ル粉砕機でその間隙を調整 しなが ら粉砕する こ と に よ り粒度調整を行っ て、 0. 1 〜 l mmの粒径を有す る粒子の比率 (粒径 0. l 〜 l mm比率) を変化させ、 石炭の粒度 (粒 径 0. l 〜 l mm比率) が還元鉄の金属化率に及ぼす影響を調査した。 また、 ィ ンパク ト ミ ル粉砕機の間隙調整は同 じ条件と し、 石炭 1 0 0重 量部に対し鉄鉱石 (カ ラジ ヤ ス ) 1 5重量部を添加 して混合粉砕 した場 合について も同様の調査を行っ た。
調査結果を第 2 3図に示す。 同図において、 ·印は石炭を単独で粉砕 した場合、 〇印は石炭に鉄鉱石を添加 して粉砕した場合である。 いずれ の場合において も、 粒径が 0. 1 〜 1. O mmの石炭の比率が 5 0 %以 上のと き高い金属化率を示 した。 . また、 ィ ンパク ト ミ ルの粉砕条件が同一であっ て も鉄鉱石を添加 して 混合粉砕した場合 (〇印) は、 粉砕機への石炭の付着が少な く 効率のよ い粉砕が可能で、 粒径が 0. 1 〜 1. O mmの石炭の比率を高 く する こ とができ、 よ り高い金属化率を示した。
(実施例 8 )
実施例 4で用いた組成及び粒度の粉鉄鉱石と粉石炭を用い、 これらを 第 2 5表に示す配合率で記合した後、 混合 し、 同 じ く 第 2 5表に示す寸 法のペ レ ツ ト 又は板状成形物に成形した。 こ の成形原料を用いて、 第 2 6表のケース 1 〜ケース 3に示す条件で還元鉄を製造し、 そのと きの生 産率を求めて、 本発明の効果を評価した。
用いた回転炉床の設備仕様と操業条件は、 回転炉床速度を製品金属化 率が 9 2 %になる よう に調整した以外は実施例 4における と同 じである < すなわち、 還元鉄の金属化率が 目標値 ( 9 2 % ) よ り も低ければ、 回転 速度を下げ、 焼成時間を延長して金属化率を上昇させた。 こ の場合、 生 産性は低下する。 逆に、 金属化率が 目標値よ り も高ければ、 回転速度を 上昇させ、 焼成時間を短縮して金属化率を 目標値まで低下させた。 こ の 場合、 生産性は向上する。
第 25 表
成形原料形状 寸 法 成形後水分 銘柄 配合率 水分
ass%) (mass%) unass%) ペレット 20腿 (糊 11 MBR 77
ウッドランド 21
へ、、ントナ仆 2
板状 物 5m(幅) X 15議 (厚み) 11 MBR 77
ウッドランド 21
ロ-ドタ-ル 2 第 26 表
原料形状 装入シュートの形状 生産率
(t/D-m2)
ケ-ス 1 ペレット 平板シユート (原料を炉外で成形) 1. 05 従来例 ケ-ス 2 板状颇物 湾曲シユー卜 2. 08 本発明例 ケ-ス 3 板状郝物 先端シュ―卜 2. 24 本発明例 ケー ス 1 は、 従来実施されている方法で、 前記の図 1 に示した製造ェ 程によ り、 直径 7 . 5 mの皿型ペ レタ イ ザ一を用いて径が 2 O m mのべ レ ツ ト を製造し、 平板形のシ ュ ー ト で回転炉床炉に装入 した場合 (従来 例) である。 また、 ケース 2 とケース 3 は、 ダブルロ ー ル圧縮機を回転 炉床炉の原料装入部の直上に設置した場合で、 ケース 2 は先端部が凹状 に湾曲 した装入シ ュー ト を用いて装入した場合、 ケース 3 は蝶番で装入 装置に接続された先端シユ ー ト を用いて装入 した場合である。
上記の各ケ ー ス の操業比較を行った結果、 本発明例では、 従来例に比 ベて、 炉床へ装入されるまでに成形原料が受ける衝撃力が小さいので粉 発生量が少な く、 炉内での粉付着によ る悪影響も少な く、 還元鉄の生産 率も向上した。
(実施例 9 )
実施例 4 で用いた組成及び粒度の粉鉄鉱石と粉石炭を使用 し、 これら を第 2 7表に示す配合率で配合 した後、 混合 し、 同 じ く 第 2 7表に示す 寸法のペ レ ツ ト 又は板状成形物に成形 した。 こ の成形原料を用いて、 第 2 8表のケース 1 〜ケース 5 に示す条件で還元鉄を製造 し、 そのと きの 生産率を求めて、 本発明の効果を評価 した。 用いた回転炉床の設備仕様 と操業条件は、 回転炉床速度を製品金属化率が 9 2 %になる よ う に調整 した以外は実施例 4 における と同 じである。 第 27 表
颇原料形状 寸 法 成 水分 銘柄 配合率 水分 unass%) unass%) (mass%) ペレット 20mm ( i) 11 BR 77 8
ウッドランド 21 9 へ、、ントナ仆 2 0 板状成形物 5m (幅) X 15画 (厚み) 16 MBR 78 8
ゥッ卜、ラン卜-、 22 9 第 28 表
原料形状 装入シュ-トの形状 フィルムまたは Λ"ルト 生産率
(t/D )
ケース 1 ペレット (炉外で成形) 1.00 従来例 ケ-ス 2 板状 ^物 図 8の (a) 0. Iran*ホ。リエチレン 2.58 本発明例 ケ-ス 3 mmm^] 図 8の (a) 30g/m2の紙 2.54 本発明例 ケ-ス 4 板状娜物 図 8の (b) 10mm ^コ'、ムへ、'ルト 2.23 本発明例 ケ-ス 5 w^ 図 8の (b) lmmJ¥ス -ル 2.44 本発明例 ケース 1 は、 実施例 8の場合と同様に径が 2 0 m mのペ レ ツ ト を製造 し、 平板形のシ ュ一 ト で回転炉床炉に装入 した場合である。 ケース 2 とケース 3は、 第 8図の ( a ) に示した装入装置を用い、 原 料混合物と フ ィ ルムをダブルロ ール圧縮機で一緒に圧密 して フ ィ ルムの 上に圧密された原料がのっ た状態の板状成形物と し、 こ の板状成形物を フ ィ ルムと と もに炉床上に載置 した場合である。 フ ィ ルム と して、 それ ぞれ、 0. 1 mm厚のポ リ エチ レ ンおよび 3 0 g Zm2 の紙を用いた。 この場合、 炉床上に装入される板状成形物の厚みは 1 5 mmで一定と し た。 また、 ダブルロールの回転速度は、 炉床の移動速度と同期するよ う に設定 した。
ケース 4 と ケース 5は、 第 8図の ( b ) に示した装入装置を用い、 原 料混合物と ベル ト をダブルロール圧縮機で一緒に圧密 してベル ト の上に 圧密された原料がのっ た状態の板状成形物と し、 炉床の近傍でベル ト と 板状成形物を分離し、 板状成形物を炉床上に載置した場合である。 ケー ス 4ではベル ト と して 1 0 mm厚のゴム製のベル ト を、 ケース 5ではべ ル ト と して 2 mm厚のスチール製のベル ト を用いた。 なお、 板状成形物 の厚みおよびダブルロールの回転速度の調整は、 上記のフ ィ ルムを用い た場合と同様と した。
操業に際し、 実施例 8の場合と同様に、 還元鉄の金属化率が 9 2 %と なる よう に炉床の回転速度を調整した。
上記の各ケースの操業比較を行った結果、 本発明例では、 従来例に比 ベて、 原料のむら焼けがな く、 安定した焼成ができ、 還元鉄の生産率も 向上した。 これは、 原料混合物を高い充填率でシー ト 状で炉床上に装入 できたこ とによる ものである。
(実施例 1 0 )
実施例 4で用いた組成及び粒度の粉鉄鉱石と粉石炭を使用 し、 これら を実施例 8の第 2 5表に示 した記合率で配合した後、 混合 し、 同 じ く 第 2 5表に示 した寸法のペ レ ツ ト 又は板状成形物に成形 した。 この成形原 料を用いて、 第 2 9表のケース 1 〜ケース 4 に示す条件で還元鉄を製造 し、 その と きの生産率を求めて、 本発明の効果を評価した。 用いた回転 炉床の設備仕様と操業条件は、 回転炉床速度を製品金属化率が 9 2 %に なる よ う に調整 した以外は実施例 4 における と同 じである。 第 29 表
原料形状 ダブルロール圧縮機の 加圧ロールの 生産率
設置位置 設置位置 (t/D 'ra2)
ケ-ス 1 ペ レッ ト (炉外で成形) 一 1. 05 従赖 ケ-ス 2 板状成形物 原料装入部上部 ( 1台) 回転炉床上流 2. 08 本発明例 ケ-ス 3 板:^形物 原料装入部上部 ( 1台) 回転炉床下流 2. 24 本発明例 ケ-ス 4 板:^形物 原料装入部上部 (3台並列) 回転炉床下流 2. 33 本発明例 ケース 1 は、 実施例 8 の場合と同様に径が 2 0 m mのペ レ ツ ト を製造 し、 平板形のシ ュ ー ト で回転炉床炉に装入 した場合である。
ケース 2 〜ケース 4 は板状に成形 した場合で、 ケース 2 では、 回転炉 床炉の原料装入部の直上に設置 した幅 5 mの 1 台のダブルロール圧縮機 を使用 し、 圧縮加圧側のロールを回転移動床の上流に設置し、 無加圧の 固定ロ ールを回転移動床の下流に設置 した。 ケース 3 では、 逆に、 ダブ ルロ ール圧縮機の圧縮加圧側のロールを回転移動床の下流に設置し、 無 加圧の固定ロールを回転移動床の上流に設置 した。 なお、 ダブルロール 圧縮機は同 じも の (幅 5 m、 1 台) を使用 した。
ケース 4 は、 幅 1 . 6 7 mの 3 台のダブルロール圧縮機を回転炉床炉 の幅方向に並べ、 ダブルロールの圧縮加圧側のロ ールを回転移動床の下 流に設置し、 無加圧の固定ロールを回転移動床の上流に設置した場合で ある。
操業に際し、 実施例 8 の場合と同様に、 還元鉄の金属化率が 9 2 %と なる よ う に炉床の回転速度を調整 した。
上記の各ケー スの操業比較を行っ た結果、 本発明例では、 従来例に比 ベて、 炉床へ装入される までに受ける衝撃力が小さいので粉発生量が少 な く、 炉内での粉付着によ る悪影響も少な く、 還元鉄の生産率も向上し た。 特に、 ダブルロール圧縮機の加圧ロールを回転炉床の移動方向の下 流側に記置 した場合、 及びロール長さ を短く したダブル α—ル圧縮機を 複数台設置 した場合、 生産性改善効果は大きかっ た。 産業上の利用可能性
上述 したよ う に、 本発明の還元鉄の製造方法によれば、 板状成形物は 原料混合物をローラ等で成形するだけで得られるので、 処理時間はぺ レ ッ ト 化等、 塊成化する場合に比べて極めて短く、 成形に用いる装置の運 転、 保守も容易である。 また、 ペ レ ッ ト は塊成化 したま までは強度が不 足するので乾燥して強度を増加させる必要があるが、 こ の板状成形物の 場合は、 支持ローラや装入シユ ー ト等を介して炉床上に載置すれば乾燥 工程を経な く て も崩壊する こ とはない。 炉内の高温にさ ら されて多少の ク ラ ッ クが入っ て も崩壊につながる こ と はな く、 還元に支障を来すこ と はない。 こ の方法は、 上述 した本発明の還元鉄の製造装置を用いれば容 易に実施する こ とができる。
更に、 上記の方法で得られた還元鉄を高温状態で竪型炉又は製鍊用溶 解還元炉に装入して高熱効率で溶解し、 良質の溶銑を製造する こ とがで さ る。

Claims

請 求 の 範 囲
1. 下記 ( a ) 〜 ( d ) の工程で構成される粉状酸化鉄からの還元鉄の 製造方法。
( a ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合 して原料混合物を得る混合 工程、
( b ) 前記混合物を板状に成形する工程、
( c ) 板状成形物を還元炉の炉床上に載置する工程、
( d ) 炉内へ燃料と酸素含有ガスを吹き込んで、 その燃料と前記固体 還元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固体還元剤によ り還元さ れて発生する C Oガス と を燃焼させ、 炉内温度を 1 1 0 0 °C以上に維持 して、 前記酸化鉄を還元する還元工程。
2. 還元炉が、 水平に回転移動する炉床を有する回転炉床炉である請求 の範囲 1 に記載の還元鉄の製造方法。
3. 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合する際、 水又はバイ ンダーの 1 種以上を単独又は複合で添加する請求の範囲 1 又は 2に記載の還元鉄の 製造方法。
4. 板状成形物の炉床に接する面と反対側の面に凹凸をつける請求の範 囲 1 ない し 3の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
5. 板状成形物中の固体還元剤からの可燃性揮発成分の発生がほぼ終了 するまでは酸素含有ガスを板状成形物表面へ供給 して可燃性揮発成分を その表面で燃焼させ、 可燃性揮発成分の発生が終了 した後は炉内温度を 1 1 0 0 °C以上に維持して酸化鉄を還元する請求の範囲 1 ない し 4の何 れかに記載の還元鉄の製造方法。
6. 還元炉の炉床上に粉状の固体還元剤を敷き、 その上に板状成形物を 載置する請求の範囲 1 ない し 5の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
7. 炉床の上方で、 二つのロール軸が炉床の移動方向と直交する方向に 設置されたダブルロール圧縮機で前記混合物を板状に成形し、 このダブ ルロール圧縮機から排出される板状成形物を装入シ ュ ー ト で受けて炉床 上に載置する請求の範囲 2 ない し 6 の何れかに記載の還元鉄の製造方法 c
8 . ダブルロール圧縮機と装入シュー ト が、 炉床の移動方向と直交する 方向で炉床の幅方向に複数個に分割されている請求の範囲 7 に記載の還 元鉄の製造方法。
9 . 装入シ ュー ト が、 炉床の進行方向に対して凹型の湾曲形状部を有す るシュー ト である請求の範囲 7又は 8 に記載の還元鉄の製造方法。
1 0 . 装入シュ ー ト 力 着脱可能でかつ接続部を支点と して回動可能に 接続され、 しかも先端が加熱炉床に接触する先端シユ ー ト である請求の 範囲 7又は 8 に記載の還元鉄の製造方法。
1 1 . 炉床の上方で、 二つのロール軸が炉床の移動方向と直交する方向 に設置されたダブルロ ール圧縮機で、 原料混合物を二つのロールのいず れか一方のロールに密着させた薄いフ ィ ルムを介して成形 し、 成形され た板状成形物をフ ィ ルムと と もに炉床上に載置する請求の範囲 2 ない し 8 の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
1 2 . 炉床の上方で、 二つのロール軸が炉床の移動方向と直交する方向 に設置されたダブルロール圧縮機で、 原料混合物を二つのロ ールのいず れか一方のロ ールに密着させたベル ト を介して成形し、 成形された板状 成形物をベル ト と と もに炉床の近傍まで運搬した後、 ベル ト から板状成 形物を分離し、 ベル ト をロール圧縮機へ戻 し、 板状成形物を炉床上に載 置する請求の範囲 2 ない し 8の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
1 3 . 原料混合物を炉床の進行方向へ移動するベル ト で構成される傾斜 シ ユ ー ト上に供給し、 ローラーによ り前記ベル ト 上で圧密して板状に成 形し、 成形された板状成形物を、 ベル ト と と もに炉床の近傍まで運搬し た後、 ベル ト から分離して板状の装入シュー トへ移送し、 炉床上へ載置 する請求の範囲 2 ない し 6 の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
1 4 . 板状の装入シ ュ ー ト へ移送された板状成形物の上面に、 炉床の進 行方向へ移動するベル ト で構成される補助移動ベル ト を接触させて、 そ の駆動力によ り板状成形物を炉床上へ載置する請求の範囲 1 3に記載の 還元鉄の製造方法。
1 5. 粉状酸化鉄、 粉状固体還元剤、 水分および必要に応じて添加する バイ ンダ一の全部を一括して 3 0 0 r p m以上の回転速度で回転する高 速撹拌羽根を内蔵する ミ キサー内に投入し、 全原料に対する水分の割合 が 6〜 1 8質量%となる よ う に混合 し、 得られた原料混合物を板状に成 形する請求の範囲 1 ない し 1 4の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
1 6. 粉状酸化鉄と して、 A 1 2 03 及び S i 〇 2 を合計で 4. 0〜 1 0. 0質量%含有する原料を用いる請求の範囲 1 ない し 1 5の何れかに 記載の還元鉄の製造方法。
1 7. 粉状酸化鉄と して、 0. 1 mm篩通過分が 8 0質量%以上の粒度 のものを用い、 粉状固体還元剤と して、 水分が 6質量%以上で、 粒径が 0. 1 mm以上 1 mm以下のものを 5 0質量%以上含有する石炭を用い る請求の範囲 1 ない し 1 6の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
1 8. 還元して得られる還元鉄を、 炉床の移動方向と直角の方向に往復 移動する押 し出 し装置によ り排出する請求の範囲 2ない し 1 7の何れか に記載の還元鉄の製造方法。
1 9. 還元して得られる還元鉄を、 炉床の幅方向の中央を起点と して炉 床の移動方向に向けて V字状に広がる排出ガイ ドフ ェ ン ス に沿っ て炉床 の両側に排出する請求の範囲 2ない し 1 7の何れかに記載の還元鉄の製 造方法。
2 0. 炉床上に残留する還元鉄粉を、 還元鉄の排出部から原料装入部ま での間で、 噴射ガス流によ り吹き飛ばして炉床上から除去する請求の範 囲 2ない し 1 9の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
2 1. 炉床上に残留する還元鉄粉を、 還元鉄の排出部から原料装入部ま での間で、 回転する羽根を備える箒で掃き出 して炉床上から除去する請 求の範囲 2 ない し 1 9 の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
2 2 . 炉床上に残留する還元鉄粉および固着物を、 還元鉄の排出部から 原料装入部までの間で、 炉床の移動方向と交差する方向に往復運動が可 能で、 かつ下端を炉床に接触させたス ク レーパ一によ り搔き取っ て炉床 上から除去する請求の範囲 2ない し 1 9 の何れかに記載の還元鉄の製造 方法。
2 3 . 炉床上に残留する還元鉄粉を、 還元鉄の排出部から原料装入部ま での間に設けられた吸引フ一 ドを通して吸引 し、 炉床上から除去する請 求の範囲 2 ない し 1 9 の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
2 4 . 還元鉄の排出部に設けられた排鉱装置の固定ス ト ッ パーフ ヱ ン ス の炉床移動方向側に下端を炉床に接触させて設けたス ク レーパー型ゲー ト によ り還元鉄粉の炉床上での残留を防止する請求の範囲 2 ない し 2 3 の何れかに記載の還元鉄の製造方法。
2 5 . 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合する混合機と、 混合 して得ら れた原料混合物を板状に成形する成形装置と、 板状成形物を還元炉の炉 床上に載置する装入装置と、 炉内へ装入された板状成形物中の酸化鉄を 還元する還元炉を有し、 還元炉が、 前記混合物の装入口、 酸化鉄を加熱 還元して得られる還元鉄の排出口及び炉内で発生する ガス の排気口を備 える炉体と、 炉内に設けられた水平に回転移動する炉床と、 炉内へ燃料 と酸素含有ガスを吹き込んで燃料を燃焼させるパーナ一を有する回転炉 床炉である請求の範囲 1 に記載の方法を実施するための還元鉄の製造装 置。
2 6 . 成形装置が、 炉床の上方に、 二つのロ ール軸が炉床の移動方向と 直交する方向に設置されたダブルロール圧縮機であ り、 板状成形物の装 入装置が装入シユ ー ト である請求の範囲 2 5 に記載の還元鉄の製造装置 2 7 . ダブルロール圧縮機と装入シ ュ一 ト が炉床の移動方向と直交する 方向で炉床の幅方向に複数個に分割されている請求の範囲 2 6 に記載の 還元鉄の製造装置。
2 8 . 装入シ ユ ー ト が炉床の進行方向に対 して凹型の湾曲形状部を有す るシ ユ ー ト である請求の範囲 2 6 又は 2 7 に記載の還元鉄の製造装置。 2 9 . 装入シ ユ ー ト が着脱可能でかつ接続部を支点と して回動可能に接 続され、 しかも先端が炉床に接触する先端シ ユ ー ト からなる請求の範囲
2 6 又は 2 7 に記載の還元鉄の製造装置。
3 0 . 原料混合物と と も に二つのロールのいずれか一方のロールの表面 に フ ィ ルム を供給する ためのフ ィ ルムホルダー と、 ダブルロ ール圧縮機 から排出されるフ ィ ルム と成形された板状成形物を支える と と もに炉床 の移動方向へ送る板状成形物支持ローラーを有する請求の範囲 2 6又は
2 7 に記載の還元鉄の製造装置。
3 1 . 成形装置が、 回転炉床の上方に、 二つのロ ール軸が炉床の移動方 向と直交する方向に設置され、 二つのロールのいずれか一方のロールの 表面がェ ン ド レス のベル ト で覆われたダブルロール圧縮機であ り、 板状 成形物の装入装置が、 前記エ ン ド レ ス のベル ト と、 ダブルロール圧縮機 から排出されるベル ト と成形された板状成形物を支える と と もに炉床の 移動方向へ送る板状成形物支持ローラ一と、 ベル ト を駆動させるベル ト キ ヤ リ ヤーローラーを有する装置である請求の範囲 2 5 に記載の還元鉄 の製造装置。
3 2 . ダブルロ ール圧縮機と、 エン ド レスのベル ト、 板状成形物支持口 —ラー及びベル ト キヤ リ ヤーローラーが炉床の移動方向と直交する方向 で炉床の幅方向に複数個に分割されている請求の範囲 3 1 に記載の還元 鉄の製造装置。
3 3 . 成形装置が、 炉床の進行方向へ移動するベル ト で構成される傾斜 シュ一 ト上に供給される原料混合物をベル ト 上で圧密 して板状に成形す るローラーであ り、 板状成形物の装入装置が、 前記傾斜シ ュ ー ト と、 前 記ベル ト から分離される板状成形物を受けて炉床上に載置する装入シュ 一 ト を有する装置である請求の範囲 2 5に記載の還元鉄の製造装置。 3 4. 口一ラーと、 傾斜シ ュー ト 及び装入シュー ト が複数個に分割され ている請求の範囲 3 3に記載の還元鉄の製造装置。
3 5. 板状成形物の装入装置が、 更に、 炉床の進行方向へ移動するベル 卜 で構成され、 装入シュ 一 ト上で移送される板状成形物の上面に接触可 能に設置された補助移動ベル ト を有する請求の範囲 2 6、
2 7、 3 3及 び 3 4の何れかに記載の還元鉄の製造装置。
3 6. 下記 ( a ) 〜 ( g ) の工程で構成される粉状酸化鉄からの溶銑の 製造方法。
( a ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合 して原料混合物を得る混合 工程、
( b ) 前記混合物を板状に成形する工程、
( c ) 板状成形物を還元炉の炉床上に載置する工程、
( d ) 炉内へ燃料と酸素含有ガスを吹き込んで、 その燃料と前記固体 還元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固体還元剤によ り還元さ れて発生する C〇ガス と を燃焼させ、 炉内温度を 1 1 0 0 °C以上に維持 して、 前記酸化鉄を還元する予備還元工程、
( e ) 前記予備還元工程で得られた還元鉄を、 前記予備還元炉から 5
0 0 °c以上の温度で排出させる排出工程、
( f ) 前記排出工程で排出した高温状態の還元鉄と、 塊粒状の炭材と フ ラ ッ ク スを、 炉内に炭材の充塡層を有し、 炉下部に設置された羽口か ら酸素含有ガスを吹き込み羽口前の炭材を燃焼させて高温の還元ガスを 発生させる竪型炉へその炉上部から装入し、 還元と溶解を行い、 溶銑と 溶滓を炉下部出銑口から排出する還元 · 溶解工程、
( g ) 竪型炉の生成ガス を回収する と と もに、 その一部を予備還元用 燃料と して前記予備還元炉へ導入する ガス回収工程。
3 7. 下記 ( a ) 〜 (g ) の工程で構成される粉状酸化鉄からの溶铣の 製造方法。
( a ) 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合 して原料混合物を得る混合 工程、
( b ) 前記混合物を板状に成形する工程、
( c ) 板状成形物を還元炉の炉床上に載置する工程、
( d ) 炉内へ燃料と酸素含有ガスを吹き込んで、 その燃料と前記固体 還元剤から発生する可燃性揮発成分と酸化鉄が固体還元剤によ り還元さ れて発生する C Oガス と を燃焼させ、 炉内温度を 1 1 0 0 °C以上に維持 して、 前記酸化鉄を還元する予備還元工程、
( e ) 前記予備還元工程で得られた還元鉄を、 前記予備還元炉から 5 0 0 °c以上の温度で排出させる排出工程、
( f ) 前記排出工程で排出 した高温状態の還元鉄と炭材と フ ラ ッ ク ス を、 炉内に溶融金属浴と溶融ス ラグ浴と を有し、 底部から攪拌用ガスを 溶融金属浴内へ吹き込んで溶融金属浴と溶融スラグ浴を攪抻し、 上部か ら酸素を炉内へ供給する製鍊用溶解還元炉へその炉上部から装入し、 還 元と溶解を行い、 溶銑と溶滓を炉下部出銑口から排出する還元 · 溶解ェ 程、
( g ) 製鍊用溶解還元炉の生成ガスを回収する と と もに、 その一部を 予備還元用燃料と して前記予備還元炉へ導入する ガス回収工程。
3 8 . 粉状酸化鉄と粉状固体還元剤を混合する際、 水又はバイ ンダーの 1 種以上を単独又は複合で添加する請求の範囲 3 6又は 3 7 に記載の溶 銑の製造方法。
3 9 . 原料混合物を板状に成形するに当た り、 成形物の炉床に接する面 と反対の表面に凹凸をつける請求の範囲 3 6又は 3 7 に記載の還元鉄の 製造方法。
4 0 . 板状成形物中の固体還元剤からの可燃性揮発成分の発生がほぼ終 了するまでは酸素含有ガスを板状成形物表面へ供給 して可燃性揮発成分 をその表面で燃焼させ、 可燃性揮発成分の発生が終了 した後は炉内温度 が 1 1 0 0 °C以上になる よ う に維持して酸化鉄を還元する請求の範囲 3 6又は 3 7 に記載の溶銑の製造方法。
4 1 . 予備還元炉の炉床上に粉状の固体還元剤を敷き、 その上に板状成 形物を載置する請求の範囲 3 6又は 3 7 に記載の溶銑の製造方法。
PCT/JP1997/004091 1996-11-11 1997-11-10 Procede et dispositif de fabrication de fer reduit Ceased WO1998021372A1 (fr)

Priority Applications (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
BR9707133A BR9707133A (pt) 1996-11-11 1997-11-10 Processo para produzir ferro reduzido e metal quente a partir de óxidos de ferro finos e instalação para executar o processo
KR1019980705088A KR100327848B1 (ko) 1996-11-11 1997-11-10 환원철의제조방법및장치
EP97911506A EP0896066A4 (en) 1996-11-11 1997-11-10 METHOD AND DEVICE FOR PRODUCING REDUCED IRON

Applications Claiming Priority (4)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP31431696A JP3355967B2 (ja) 1996-11-11 1996-11-11 還元鉄の製造方法
JP8/314316 1996-11-11
JP32995096A JP3379360B2 (ja) 1996-12-10 1996-12-10 溶銑製造方法
JP8/329950 1996-12-10

Related Child Applications (2)

Application Number Title Priority Date Filing Date
US09/112,359 Continuation US6015527A (en) 1996-11-11 1998-07-09 Facility for producing reduced iron
US09/442,037 Division US6284017B1 (en) 1996-11-11 1999-11-17 Method and facility for producing reduced iron

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO1998021372A1 true WO1998021372A1 (fr) 1998-05-22

Family

ID=26567903

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/JP1997/004091 Ceased WO1998021372A1 (fr) 1996-11-11 1997-11-10 Procede et dispositif de fabrication de fer reduit

Country Status (7)

Country Link
US (2) US6015527A (ja)
EP (1) EP0896066A4 (ja)
KR (1) KR100327848B1 (ja)
CN (1) CN1055729C (ja)
BR (1) BR9707133A (ja)
TW (1) TW357193B (ja)
WO (1) WO1998021372A1 (ja)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106238745A (zh) * 2016-08-19 2016-12-21 朝阳金河粉末冶金材料有限公司 利用板带炉低温生产还原铁粉的方法

Families Citing this family (43)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
ZA995438B (en) * 1998-08-27 2000-03-20 Kobe Steel Ltd Method for operating moving hearth reducing furnace.
LU90282B1 (de) * 1998-09-02 2000-03-03 Wurth Paul Sa Verfahren zur thermischen Behandlung oel-und eisenoxidhaltiger Reststoffe
WO2000076698A1 (en) * 1999-06-11 2000-12-21 Georgia Tech Research Corporation Metallic articles formed by reduction of nonmetallic articles and method of producing metallic articles
JP4287572B2 (ja) 2000-04-26 2009-07-01 株式会社神戸製鋼所 回転式炉床炉
JP3866492B2 (ja) 2000-06-29 2007-01-10 株式会社神戸製鋼所 回転炉床式還元炉の操業方法
DE60132485D1 (de) * 2000-11-10 2008-03-06 Nippon Steel Corp Verfahren zum betrieb eines drehherd-reduktionsofens und einrichtungen für drehherd-reduktionsöfen
JP2002206872A (ja) * 2000-11-10 2002-07-26 Nippon Steel Corp 回転炉床式還元炉、および、その操業方法
JP4266284B2 (ja) * 2001-07-12 2009-05-20 株式会社神戸製鋼所 金属鉄の製法
US6478841B1 (en) 2001-09-12 2002-11-12 Techint Technologies Inc. Integrated mini-mill for iron and steel making
EP2341153A1 (en) * 2001-09-27 2011-07-06 Nippon Steel Corporation Method for drying compact containing metal oxide, method for reducing metal oxide, and rotary-hearth-type metal reducing furnace
US6689182B2 (en) 2001-10-01 2004-02-10 Kobe Steel, Ltd. Method and device for producing molten iron
US6814924B2 (en) * 2001-10-22 2004-11-09 Kobe Steel, Ltd. Rotary hearth furnace and screw thereof for discharging reduced iron
MY133537A (en) 2002-01-24 2007-11-30 Kobe Steel Ltd Method for making molten iron
BR0311690A (pt) * 2002-06-13 2005-03-22 Found Promotion Ind Science Processo de produção de pó metálico e compacto de alimentação de composto metálico
JP4153281B2 (ja) * 2002-10-08 2008-09-24 株式会社神戸製鋼所 酸化チタン含有スラグの製造方法
JP4490640B2 (ja) * 2003-02-26 2010-06-30 株式会社神戸製鋼所 還元金属の製造方法
EP1765971A4 (en) * 2004-06-12 2009-07-01 Iron Mount Corp METHOD AND DEVICE FOR CARRYING OUT A METALLURGICAL PROCESS
US8470068B2 (en) * 2004-12-07 2013-06-25 Nu-Iron Technology, Llc Method and system for producing metallic iron nuggets
US8834596B2 (en) * 2005-05-10 2014-09-16 Nippon Steel & Sumitomo Metal Corporation Method for pretreating sintering material
EP1893779A1 (en) * 2005-06-13 2008-03-05 Umicore Separation of metal values in zinc leaching residues
US7632330B2 (en) * 2006-03-13 2009-12-15 Michigan Technological University Production of iron using environmentally-benign renewable or recycled reducing agents
US20070251143A1 (en) * 2006-04-26 2007-11-01 Slane Energy, Llc Synthetic fuel pellet and methods
US8021460B2 (en) * 2006-07-26 2011-09-20 Nu-Iron Technology, Llc System and method for producing metallic iron nodules
KR100778684B1 (ko) * 2006-12-19 2007-11-22 주식회사 포스코 환원철의 제조 방법
WO2008089060A1 (en) * 2007-01-12 2008-07-24 Nu-Iron Technology, Llc System and method for cooling and removing iron from a hearth
JP2009019786A (ja) * 2007-07-10 2009-01-29 Kobe Steel Ltd 回転炉床式還元炉の排ガス処理装置および方法
JP4317580B2 (ja) * 2007-09-14 2009-08-19 新日本製鐵株式会社 還元鉄ペレットの製造方法及び銑鉄の製造方法
WO2009131242A1 (ja) * 2008-04-25 2009-10-29 Jfeスチール株式会社 還元鉄の製造方法
JP2010285691A (ja) * 2009-05-15 2010-12-24 Kobe Steel Ltd 高密度還元鉄の製造方法および高密度還元鉄の製造装置
CA2775709A1 (en) 2009-09-29 2011-04-07 Nu-Iron Technology, Llc System and method for producing metallic iron
AT509072B1 (de) * 2010-04-19 2011-06-15 Siemens Vai Metals Tech Gmbh Bentonit-gebundene presslinge unterkörniger oxidischer eisenträger
CN102959093B (zh) * 2010-08-30 2014-06-04 株式会社神户制钢所 粒状金属铁的制造方法
US8287621B2 (en) 2010-12-22 2012-10-16 Nu-Iron Technology, Llc Use of bimodal carbon distribution in compacts for producing metallic iron nodules
CN102407339A (zh) * 2011-12-05 2012-04-11 哈尔滨东盛金属材料有限公司 一种低碳低硫还原铁粉的制备方法
CN104136633B (zh) * 2012-02-28 2016-05-11 株式会社神户制钢所 还原铁团块的制造方法
RU2639741C2 (ru) * 2013-06-03 2017-12-22 Мидрэкс Текнолоджиз, Инк. Способ получения продукта на основе расплавленного хрома с высоким содержанием углерода из содержащего хром и углерод материала
UA124488C2 (uk) 2014-06-05 2021-09-29 Сомерсет Коул Інтернешенел Тонкодисперсне вугілля, а також система, пристрій і спосіб його вловлювання й застосування
JP6764875B2 (ja) * 2015-03-17 2020-10-07 コリア ユニバーシティ リサーチ アンド ビジネス ファウンデーションKorea University Research And Business Foundation マグネタイト系焼結鉱およびその製造方法
KR101704351B1 (ko) 2016-07-06 2017-02-08 서울대학교산학협력단 전해채취법을 이용한 환원철 제조방법 및 이에 따라 제조된 환원철
CN110491454B (zh) * 2019-08-09 2022-11-18 中冶赛迪工程技术股份有限公司 一种高炉冶炼成本管理方法、系统及计算机可存储介质
JP7533321B2 (ja) * 2021-03-31 2024-08-14 Jfeスチール株式会社 還元鉄の製造方法および還元鉄の製造装置
CN114543553B (zh) * 2022-03-24 2023-06-30 重庆科技学院 一种间歇式的循环流化床锅炉底渣余热回收耦合co2固定装置
AU2024237847A1 (en) * 2023-03-13 2025-09-18 Slurry Recovery Services (Pty) Limited Process for pre-treating coal fines before pellitising

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5291721A (en) * 1976-01-29 1977-08-02 Nissho Iwai Co Ltd Production of sponge iron and reduction furnace of it
JPS63216908A (ja) * 1987-03-04 1988-09-09 Sumitomo Metal Ind Ltd 溶銑の回分式製造方法
JPH01147009A (ja) * 1987-11-30 1989-06-08 Nkk Corp 溶融環元法

Family Cites Families (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3443931A (en) * 1965-09-10 1969-05-13 Midland Ross Corp Process for making metallized pellets from iron oxide containing material
GB1246308A (en) * 1968-12-05 1971-09-15 Gkn Group Services Ltd Production of sintered metal articles direct from metal ore
US3762920A (en) * 1969-04-15 1973-10-02 Univ Swansea Reduction of ores
US3667746A (en) * 1970-01-29 1972-06-06 Gleb Nikolaevich Makarov Furnace for continuous heat processing of various materials
GB1317104A (en) * 1971-01-29 1973-05-16 Fordath Ltd Manufacture of steel strip
US3988012A (en) * 1972-02-16 1976-10-26 Emile Joseph Jemal Rotary hearth
US4701214A (en) * 1986-04-30 1987-10-20 Midrex International B.V. Rotterdam Method of producing iron using rotary hearth and apparatus
JP2662297B2 (ja) * 1989-07-31 1997-10-08 トピー工業株式会社 レーザ溶接の始終端処理方法
JP2762913B2 (ja) * 1994-02-25 1998-06-11 株式会社神戸製鋼所 固体還元剤を内装した粉鉄鉱石の塊成化物を還元する方法
BE1008397A6 (fr) * 1994-07-13 1996-05-07 Centre Rech Metallurgique Procede pour fabriquer une eponge de fer a basse teneur en soufre.
US5730775A (en) * 1994-12-16 1998-03-24 Midrex International B.V. Rotterdam, Zurich Branch Method for rapid reduction of iron oxide in a rotary hearth furnace
US5567224A (en) * 1995-06-06 1996-10-22 Armco Inc. Method of reducing metal oxide in a rotary hearth furnace heated by an oxidizing flame
US5972066A (en) * 1997-04-22 1999-10-26 Iron Dynamics, Inc. Mixed bed iron reduction process

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5291721A (en) * 1976-01-29 1977-08-02 Nissho Iwai Co Ltd Production of sponge iron and reduction furnace of it
JPS63216908A (ja) * 1987-03-04 1988-09-09 Sumitomo Metal Ind Ltd 溶銑の回分式製造方法
JPH01147009A (ja) * 1987-11-30 1989-06-08 Nkk Corp 溶融環元法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
See also references of EP0896066A4 *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106238745A (zh) * 2016-08-19 2016-12-21 朝阳金河粉末冶金材料有限公司 利用板带炉低温生产还原铁粉的方法

Also Published As

Publication number Publication date
KR100327848B1 (ko) 2002-08-19
KR19990076960A (ko) 1999-10-25
US6015527A (en) 2000-01-18
CN1055729C (zh) 2000-08-23
US6284017B1 (en) 2001-09-04
CN1207139A (zh) 1999-02-03
BR9707133A (pt) 1999-05-18
EP0896066A4 (en) 2000-07-19
EP0896066A1 (en) 1999-02-10
TW357193B (en) 1999-05-01

Similar Documents

Publication Publication Date Title
WO1998021372A1 (fr) Procede et dispositif de fabrication de fer reduit
US5972066A (en) Mixed bed iron reduction process
WO1999016913A1 (en) Rotary hearth furnace for reducing oxides, and method of operating the furnace
CN1335412A (zh) 粒状金属铁的制法
CN108796217B (zh) 一种含锌含铁尘泥资源化利用的装置及方法
WO2015174450A1 (ja) 粒状金属鉄の製造方法
CZ200975A3 (cs) Technologie rafinace kovonosných odpadu s obsahem zinku v rotacní peci
JP5368522B2 (ja) 回転炉床式還元炉の操業方法
WO1998022626A1 (fr) Procede et appareil pour la production de fer reduit
JP4022941B2 (ja) 還元鉄製造原料の成形方法
CN1216071A (zh) 生产生铁水或钢水预产品的方法
JP5103802B2 (ja) 湿ダストの処理方法及び焼結鉱の製造方法
CN113462841B (zh) 一种还原率为30%~80%的铁浴熔融还原炼铁喷吹用预还原铁矿粉的制备方法
JPH1112619A (ja) 還元鉄の製造方法
JPH06271919A (ja) 溶融還元炉用の石炭、鉱石の前処理方法
JPH1129806A (ja) 溶銑製造方法
JP3379360B2 (ja) 溶銑製造方法
JP2002241820A (ja) ロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法
JP3301326B2 (ja) 還元鉄の製造方法
JPH1129808A (ja) 溶銑製造方法
JP3820677B2 (ja) 還元鉄製造原料の装入方法および装置
CN112301221A (zh) 回转式还原电炉及还原冶炼方法
JP2000290713A (ja) 還元鉄製造における回転炉床表面の残留粉の除去方法
JPH1150120A (ja) 還元鉄製造における回転炉床の維持方法
JPH0639608B2 (ja) 鉄鉱石の予熱・還元装置

Legal Events

Date Code Title Description
WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 97191551.2

Country of ref document: CN

AK Designated states

Kind code of ref document: A1

Designated state(s): BR CN KR US

AL Designated countries for regional patents

Kind code of ref document: A1

Designated state(s): AT BE CH DE DK ES FI FR GB GR IE IT LU MC NL PT SE

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 1019980705088

Country of ref document: KR

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 09112359

Country of ref document: US

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 1997911506

Country of ref document: EP

121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application
WWP Wipo information: published in national office

Ref document number: 1997911506

Country of ref document: EP

WWP Wipo information: published in national office

Ref document number: 1019980705088

Country of ref document: KR

WWG Wipo information: grant in national office

Ref document number: 1019980705088

Country of ref document: KR

WWW Wipo information: withdrawn in national office

Ref document number: 1997911506

Country of ref document: EP